/
Автор: Богданов О.С.
Теги: полезные ископаемые сырье горное дело минералогия горная промышленность
Год: 1983
Текст
СПРАВОЧНИК
ПО ОБОГАЩЕНИЮ РУД
СПЕЦИАЛЬНЫЕ И ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ
ПРОЦЕССЫ, ИСПЫТАНИЯ
ОБОГАТИМОСТИ, КОНТРОЛЬ
И АВТОМАТИКА
ИЗДАНИЕ ВТОРОЕ, ПЕРЕРАБОТАННОЕ И ДОПОЛНЕННОЕ
Редакционная коллегия:
Заслуженный деятель науки и техники РСФСР, лауреат Государственной
премии СССР, проф., д-р техн, наук О, С. Богданов (гл. редактор), лауреат
Государственной премии СССР, чл.-корр. АН СССР В. И. Ревнивцев (отв. редактор),
лауреат Государственной премии СССР И. К. Акиншин, инж. И. Т. Бащенко,
канд. техн, наук Е. В. Данилова, канд, техн, наук И. В. Карпенко,
канд. техн, наук В. С. Процуто, д-р техн, наук П. А. Тациенко.
МОСКВА «НЕДРА» 1983
УДК [622.7 : 622.34 ]Д035)
Справочник по обогащению руд. Специаль-
ные и вспомогательные процессы, испытания
обогатимости, контроль и автомата ка/Под
ред. О. С. Богданова, В. И. Ревнивцева,
2-е изд., перераб, и доп. М., Недра, 1983,
с. 37С.
Является самостоятельным томом Спра-
вочника по обогащению руд. В нем содер-
жатся сведения по избирательному дроблению
и измельчению, рудоразборке и усредне-
нию, обогащению по трению, форме и круп-
ности, флотогравитации, обогащению на жи-
ровых поверхностях, по процессам обезво-
живания, методам очистки сточных вод,
гидрометаллургии, процессам обжига и оку-
скования, отбору проб и испытанию обога-
тимости, контролю и автоматизации на
обогатительных фабриках. Во втором изда-
нии (1-е изд. — 1974) обновлены отдельные
разделы с учетом новых достижений в обла-
сти обогащения руд.
Для специалистов-обогатителей, работаю-
щих в промышленности, научно-исследова-
тельских и проектно-конструкторских ин-
ститутах.
Табл. 134, ил, 237, список лит. — 93 назв.
Авторы:
И. Н. Авершин, Т. А. Батищева,
Ю. А. Берман., О. С. Богданов, И. Н. Воло-
шин, Q. П. Бондаренко, И. А. В'айншенкер,
Р. Г. Дубов, Н. В. Карпенко, В. П. Конду-
ков, В, И. Копатилов, В. И. Коротич,
Л. Л1. Лурье, Н. И. Масленицкий, И. М. Ми-
лин, А. И. Месеняшин, В. А. Мокроусов,
В. В. Новиков, Н. А. Пашковская, В. И. По-
ляков, В. С. Процуто, Б. М. Равия,
В. И. Ревнивцев, К. В. Рожков, В. В. Ры-
баков, 3. В. Скворцова, П. А. Тациенко,
С. М. Чернобров, С. Ф. Чернопятов,
В. П. Яшин.
Рецензенты:
д-р техн, наук Л. А. Барский (ИПКОН
АН СССР), д-р техн, наук В. 3. Козин (СГИ),
д-р техн, наук В. П. Небера (МГРИ),
д-р техн, паук В. Н. Шохин (ГИГХС),
С
2505000060—250
043(01)—83
201—83
© Издательство «Недра», 1983
ОГЛАВЛЕНИЕ
Раздел 1
СПЕЦИАЛЬНЫЕ методы под-
готовки И ОБОГАЩЕНИЯ РУД • 6
Глава 1. Усреднение руд............. 6
§ 1. Основные понятия и определения 6
§ 2. Показатели качества руды, оп-
ределяющие ее однородность. Эффек-
тивность усреднения ................ 6
§ 3. Требования обогатительных
фабрик к усреднению руды и форми-
рование схем усреднения ........... 12
Глава 2. Рудосортировка ..... 18
§ 1. Рудоразборка.................. 18
§ 2. Радиометрические методы обо-
гащения 19
§ 3. Аппаратура для радиометриче-
ского обогащения руд .............. 23
§ 4. Практика обогащения руд ра-
диометрическими методами ... 28
Глава 3. Избирательное дробление,
измельчение, истирание и специаль-
ные методы раскрытия минералов 33
§ 1. Теоретические основы ... 33
§ 2. Способы и практика избира-
тельного раскрытия ................ 35
Глава 4. Обжиг руд ................ 38
§ 1. Назначение обжига. Теоретпче-
;кие основы........................ 38
$ 2. Обжиг с термической диссоциа-
цией соединений ................... 39
§ 3. Окислительный и сульфатизи-
рующий обжиг....................... 48
* 4. Восстановительный и восстано-
вителыю-сульфидизирующий обжиг 51
? 5. Хлорирующий и восстановитель-
ио-хлорирующий обжиг .... 59
Глава 5. Обогащение по трению,
форме и упругости . ............... 62
? 1. Обогащение по трению и форме 62
? 2. Обогащение по упругости ... 66
$ 3. Обогащение на жировых поверх-
-<’ях 67
Глава 6. Комбинированные процессы
обогащения ........................ 68
4 1. Флотогравитация .............. 68
♦ 2. Магнитогидродинамическая, маг-
ии тоги дростатическая и магнито-
гтави метрическая сепарация . . 74
Раздел II
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ..................... 77
Глава 1. Общие понятия ... 77
4 1. Виды влаги в продуктах обога-
ЕДеныя .......................... 77
§ 2. Краткая характеристика спосо-
бов обезвоживания .................. 77
Глава 2. Дренирование .............. 78
§ 1. Обезвоживание в штабелях . . 78
§ 2. Обезвоживание на грохотах ... 79
§ 3. Обезвоживание в элеваторах
и в горизонтальных ковшевых кон-
вейерах ............................ 80
§ 4. Обезвоживание в механических
классификаторах .................... 82
Глава 3. Сгущение .................. 84
§ 1. Основные принципы.............. 84
§ 2. Факторы, влияющие на сгущение 84
§ 3. Сгустители .................... 85
§ 4, Эксплуатация сгустителей ... 88
§ 5. Сгущение пульпы в других ап-
паратах ............................ 89
Глава 4. Фильтрование ...... 96
§ 1. Основные принципы .... 96
§ 2. Основные факторы, влияющие
на показатели работы вакуум-фильт-
ров ................................ 97
§ 3. Конструкция, технические ха-
рактеристики и эксплуатация фильт-
ров ................................ 98
§ 4. Выбор вакуум-фильтров и вспо-
могательного оборудования ... 112
Глава 5. Сушка ..................... 117
§ 1. Основные принципы .... 117
§ 2. Балансы и расчет сушилок ... 119
§ 3. Оборудование для сушки . . . 121
Раздел 111
ХИМИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ
В КОМБИНИРОВАННЫХ СХЕ-
МАХ ОБОГАЩЕНИЯ РУД - . - 127
Глава 1. Основные химические про-
цессы переработки минерального
сырья ............................. 127
§ 1. Общие сведения . 127
§ 2. Подготовка исходного матери-
ала к выщелачиванию . 12/
§ 3. Выщелачивание ценных компо-
нентов ............................ 128
§ 4. Отделение и очистка растворов 130
§ 5. Разделение и осаждение метал-
лов, получение конечных продуктов 130
§ 6. Регенерация реагентов . . - 132
§ 7. Доизвлечение металлов из от-
работанных растворов .............. 133
Глава 2. Применение химических про-
цессов в комбинированных схемах
обогащения ........................ 133
§ 1. Предварительная обработка обо-
гащаемого минерального сырья ... 133
§ 2. Химическая доводка богатых кон-
центратов ......................... 134
§ 3. Химическая переработка низ-
косортных продуктов обогащения . . 139
§ 4. Экономика применения хими-
ческих процессов в комбинирован-
ных схемах обогащения .... 152
1
3
Раздел IV
СТОЧНЫЕ ВОДЫ ОБОГАТИТЕЛЬ-
НЫХ ФАБРИК, ИХ ОЧИСТКА И
ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ПРИ ОБОГА-
ЩЕНИИ РУД........................ 157
Глава 1. Сточные воды обогатитель-
ных фабрик....................... 157
§ 1. Общие сведения ............. 157
§ 2. Условия сброса сточных вод в
водные объекты................... 157
§ 3. Характеристика сточных вод
обогатительных фабрик ........... 161
Глава 2. Очистка сточных вод ... 163
§ I. Очистка сточных вод от грубо-
дисперсных веществ — осветление 163
§ 2. Химическая очистка сточных
вод 164
Глава 3. Использование сточных вод
в процессах обогащения (оборотное
водоснабжение) .................. 169
§ 1. Схемы оборотного водоснабже-
ния 169
§ 2. Подготовка сточных вод для
использования их в обороте — кон-
диционирование .................. 171
§ 3. Применение оборотного водо-
снабжения на обогатительных фаб-
риках ........................... 172
Глава 4. Анализ сточных вод ... 179
§ 1. Отбор, консервация и хранение
проб [72, 88] ............... 179
§ 2. Методы анализа- Запись резуль-
татов ........................... 179
Раздел V
ОКУСКОВАНИЕ РУДНОГО СЫРЬЯ
Глава 1. Агломерация руд и концен-
тратов .......................... 181
§ 1. Краткое изложение теоретиче-
ских основ агломерации .... 181
§ 2. Технология производства агломе-
рата 197
§ 3. Технологические приемы повы-
шения производительности агломера-
ционных машин.................... 205
§ 4. Совместная работа агломераци-
онной машины и эксгаустера . . . 208
§ 5. Обработка и качество агломе-
рата 210
Глава 2. Окомкование ........... 217
§ 1. Теоретические основы производ-
ства окатышей ................... 217
§ 2. Технология и оборудование для
производства обожженных окатышей 222
§ 3. Схемы производства окатышей 227
§ 4. Офлюсованные окатыши . . . 231
§ 5. Металлизованные окатыши , . . 232
§ 6. Безобжиговые методы получения
окатышей........................ 233
Глава 3. Брикетирование руд и кон-
центратов .......................... 234
§ 1. Технология брикетирования . . 234
§ 2. Оборудование для брикетиро-
вания .............................. 239
§ 3. Физико-механические свойства
рудных брикетов .................... 241
Раздел VI
ИССЛЕДОВАНИЕ СОСТАВА И
ОБОГАТИМОСТИ РУД .... 243
Глава 1. Технологическое опробова-
ние и геолого-технологическое кар-
тирование месторождений, отбор проб
руды и подготовка их к испытанию 243
§ 1. Геолого-технологическое кар-
тирование .......................... 243
§ 2. Способы отбора технологических
проб................................ 246
§ 3. Подготовка технологических
проб к испытаниям .................. 247
Глава 2. Исследование веществен-
ного состава руд и продуктов обога-
щения .............................. 249
§ 1. Элементный анализ ....... 249
§ 2. Определение минерального со-
става руды и продуктов обогащения 250
§ 3. Гранулометрический анализ . . 257
§ 4. Методы определения удельной
поверхности порошков ....... 258
Глава 3. Испытания руд на обогати-
мость .............................. 259
§ 1. Назначение испытаний и состав-
ление программы .................... 259
§ 2. Испытание промывкой . . . 261
§ 3. Испытание мокрым гравитацион-
ным обогащением .................... 261
§ 4. Испытание сухим гравитацион-
ным обогащением .................... 262
§ 5. Испытание магнитным обогаще-
нием ............................... 263
§6. Испытание электрическим обога-
щением ............................. 263
§ 7. Испытание флотационным обо-
гащением ........................... 264
§ 8. Испытание пенной сепарацией . . 274
§ 9. Вспомогательные операции . . . 275
§ 10. Планирование опытов с приме-
нением математических методов . . . 280
Глава 4. Изучение взаимодействия
флотационных реагентов с минера-
лами ............................... 287
§ 1. Измерение адсорбции флота-
ционных реагентов минералами . . 287
§ 2. Распределение реагентов на по-
верхности минералов ................ 290
§ 3. Состояние адсорбированных
соединений ......................... 290
§ 4. Структура поверхностных соеди-
нений .............................. 294
§ 5. Электрические свойства грани-
цы раздела твердое тело — жидкость 295
4
Глава 5. Лабораторное обогатительное
оборудование ..................... 296
§ 1. Оборудование для дробления и
измельчения ...................... 296
§ 2. Оборудование для грохочения
и классификации .................. 299
§ 3. Оборудование для гравитацион-
ного обогащения .................. 300
§ 4. Оборудование для магнитного
обогащения........................ 302
§ 5. Оборудование для электриче-
ского обогащения ....... 305
§ 6- Оборудование для флотацион-
ного обогащ ения ....... 306
§ 7. Вспомогательное оборудование 308
§ 8. Оборудование для агломерации,
окомкования, обжига окатышей и руд 310
Раздел VII
КОНТРОЛЬ И УПРАВЛЕНИЕ
ПРОЦЕССАМИ ОБОГАЩЕНИЯ
РУД............................... 315
Глава 1. Опробование руд и продук-
тов обогащения на обогатительных
фабриках ......................... 315
§ 1. Основные понятия и определения 315
§ 2. Закономерности и параметры оп-
робования ........................ 322
§ 3. Методы н средства отбора и под-
готовки проб ..................... 328
§ 4. Опробование продуктов обогаще-
ния, содержащих благородные ме-
таллы ............................ 341
Глава 2. Автоматизированные систе-
мы управления технологическим про-
цессом (АСУ ТП) ........ 342
§ 1. АСУ ТП. Основные понятия и
определения........................ 342
§ 2, Основные принципы построе-
ния АСУ ТП ........................ 343
§ 3. Организационно-функциональ-
ная часть АСУ ТП .................. 343
§ 4. Структур но-алгоритмическая
часть АСУ ТП ...................... 343
§ 5. Материальная часть АСУ ТП - . 345
§ 6. Классификация АСУ ТП . . . 347
§ 7. Управление процессами дробле-
ния руд ........................... 350
§ 8. Управление процессами измель-
чения ............................. 353
§ 9. Управление процессами фло-
тации ............................. 357
§ 10. Управление процессами обога-
щения в тяжелых суспензиях . . . 361
§ 11. Подсистема централизованного
контроля .......................... 363
§ 12. Подсистема аналитического
контроля вещественного состава руд
и продуктов обогащения (АСАК) . . 364
§ 13. Расчет технико-экономических
показателей.................... 367
§ 14. Некоторые оценочные показа-
тели эффективности АСУ ТП . . . 368
Глава 3. Расчет балансов металлов 369
Список литературы.............. 374
Предметный указатель........... 377
СПРАВОЧНИК ПО ОБОГАЩЕНИЮ РУД
Специальные н вспомогательные процессы,
кпытаки» обогатимости, контроль и автоматика
Под редакцией. О. С. Богданова, В. И. Ревнивцева
Редакторы издательства: Т. Д. Новикова,
О. И. Паркани
Художник В. Н- Тикунов
Художественны# редактор О. Н. Зайцева
Технические редакторы; Л. С. Матвеева,
О. JD. Трепемюк
Корректоры; И. П. Розанова, Л. М. Кауфман
Сдано в набор 01.02.83. Подписано в печать
27.05.83. Т-12908. Формат 70Х1001/1в. Бумага ти-
пографская № I. Гарнитура «Литературная».
Печать высокая. Усл.-печ.л. 30,96. Усл. кр.-
отт. 30,96. Уч.-изд. л. 41,10. Тираж 8500 энз.
Заказ 34/7383—11. Цена 2. р. 70 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра»,
103633, Москва, К-12, Третьяковский пр. 1/19
Ленинградская типография № 6 ордена Трудо-
вого Красного Знамени Ленинградского объеди-
нения «Техническая книга» им. Евгении Соко-
ловой Союзполнграфпрома при Государственном
комитете СССР по делам издательств, полигра-
фии н книжной торговли.
193144, г. Ленинград, ул. Моисеенко, 10.
ИБ М 2В5*
РАЗДЕЛ I
СПЕЦИАЛЬНЫЕ МЕТОДЫ
ПОДГОТОВКИ
И ОБОГАЩЕНИЯ РУД
Глава 1
Усреднение руд
§ 1. Основные понятия
н определения
Усреднение качества руды — совокупность
операций планирования и управления ка-
чеством ее в процессе го рно-транспортных
работ и операций по смешиванию руды на руд-
нике и фабрике, в результате которых умень-
шается и стабилизируется в заданных преде-
лах размах колебаний показателей качества
в сменных и внутрисменных партиях в течение
определенного периода времени [8, 9].
Усредняют руды: обогащаемые по различ-
ным технологическим схемам — по сортам,
при выделении отдельных типов (сортов) руд;
обогащаемые по одной технологической схе-
ме — всей валовой добычи.
Способы усреднения руды (табл. 1.1) раз-
личаются применением той или иной техноло-
гии разделения выделенных партий руды на
меньшие и организацией изменения последова-
тельное™ поступления к объединения перво-
начальных или уменьшенных партий руды.
В результате операций усреднения изменя-
ются в нужном направлении природные зако-
номерности колебаний качества руды в недрах
[6, £ 9].
Амплитуда колебаний показателей качества
руды характеризуется размахом колебаний н
дисперсией (средним квадратическим откло-
нением). Количественные оценки колебаний
всегда относятся к определенной массе (пар-
тии) руды и без ее указания лишены смысла.
Дисперсия D и среднее квадратическое
отклонение а показателей качества определя-
ются по формулам:
Д = (aj — a)a/(n—1);
= —1), (1.1)
где а1 — значение показателя качества «те-
кущее»; d — то же, среднее; я — число зца-
чений показателя в статистической совокуп-
ности.
Эффективность усреднительного процесса
определяется сопоставлением характеристик
колебаний показателей качества до н после
6
усреднения. Для оценки эффективности усред-
нения используются: степень усреднения С,
равная отношению средних ивадрэтических
отклонений показателей качества неусред цен-
ной аи и усредненной оу руды:
С =он/Оу = Dft/Dy', (1.2)
коэффициенты уменьшения дисперсии Кд и
среднего квадратического отклонения Кст
в усредненной руде:
Кд — Ду/Дн! Кд = Сту/оп;
= V Ду/Дн- 0-3)
Все показатели эффективности усреднения
несут одинаковую информацию и связаны
друг с другом:
К0=1/С; Кд = (!/С)2« (1.4)
Усреднение качества руды осуществляется
перемешиванием партий руды разного каче-
ства. Наиболее эффективное усреднение дости-
гается’прн объединении партий руды, показа-
тели качества которых резко различаются и
«е связаны корреляционной зависимостью
(8,9J. В этом случае степень усреднения опре-
деляется по формулам математической ста-
тистики:
<Ту = (Он/Оу)3 = п, (1.5)
где я — число объединяемых партий руды.
Чем больше партий (потоков) руды различ-
ного качества смешиваются (чем больше вме-
стимость устройств усреднения), тем больше
степень усреднения. При смешивании п
порций руды, показатели качества которых
связаны корреляционной связью, степень
усреднения руды определяется приближенно
по формуле
<Ту = о нК [1 +г(п— 1)]/л, (1.6)
где г — коэффициент корреляции показателей
в смежных партиях руды.
При смешивании и партий руды массой gfo
и образовании из смеси новых партий такой же
массы среднее значение показателей качества
останется неизменным, но дисперсия показа-
телей в партиях руды g на выходе из смеси-
теля вместимостью я партий уменьшается.
Для ^многослойных усреднительных складов
степень внутриштабельного усреднения опре-
деляется по приближенной формуле
<7У = цн ()/"л In г — 0,32)/&с> (1-7)
тде kc — число слоев в штабеле; п — вмести-
мость штабеля в сменных партиях,
§ 2. Показатели качества руды,
определяющие ее однородность.
Эффективность усреднения
Качество руды определяется количественными
показателями, характеризующими состав,
технологические, физические и структурные
свойства, влияющие на процесс рудоподго-
товкк н обогащения. Показатели качества
руды, характеризующие ее однородность,
определяются особенностями руды н техноло-
гической схемы обогатительной фабрики.
Для стабилизации процесса на оятималыюм
уровне руду необходимо усреднять по всем
показателям качества, отрицательно влияю-
щим на эффективность работы фабрики. Та-
кими показателями являются: содержание
основных и сопутствующих полезных компо-
нентов; содержание компонентов в оиредеаен-
ной минеральной форме; содержание вредных
примесей и компонентов, отрицательно влияю-
щих на процесс обогащения или на качество
концентрата; измельчаемость (относительно
базовой); крупность вкрапленности (относи-
тельно базовой — той, при которой получа-
ется концентрат с базовым содержанием
металла); содержание крупных н мелких
(200—300 и 5—10 мм) классов крупности;
физико-механические показатели качества,
например влажность, содержание глинистых
примесей и т. п. [91-
Все показатели качества руды и продуктов
обогащения обогатительных фабрик в суточ-
ных, сменных и внутрисменных партиях
существенно колеблются по сравнению с пла-
новым значением (табл. 1.2). Поступление
в технологические операции руды с колеба-
ниями качества по отношению к плановому
уровню и настройке процесса ведет к отклоне-
нию технологического режима от оптималь-
ного и рассогласованию пропускной способ-
ности и эффективности операции. Чем больше
амплитуда отклонения качества руды от
предусмотренного при настройке процесса и
чем продолжительнее это отклонение (без
коррекции процесса), тем большие потери нрн
извлечении, расход реагентов и т. п. Они
зависят от особенностей инженерно-кон-
структивных решений фабрик, частотного
спектра колебаний И динамических характе-
ристик Процесса и системы управления и в
сумме могут быть эквивалентны потерям
примерно 15—20 % производительности.
Потери извлечения, снижение качества
концентратов, производительности в резуль-
тате колебаний качества руды происходят
из-за несоответствия режимов (например,
реагентного) составу и качеству руды, веде-
ния процесса на уровне ниже оптимального,
запаздывания в изменении технологического
режима, соответствующем изменившемуся
качеству руды.
При резких (внутрисменных и сменных)
колебаниях показателей качества (содержа-
ние металла, крупность вкрапленности и
т. л.) перестройка режима не производится
или осуществляется с запозданием, новый
режим может не соответствовать новому ка-
честву руды.
Регрессионные зависимости между извле-
чением свинца в одноименный концентрат и
содержанием свинца в руде (рис. 1.1) полу-
чены в промышленных условиях работы свин-
цово-цинковой обогатительной фабрики (для
^йнка кривые имеют аналогичный вид).
Кривая 1 характеризует процесс при пере-
работке пробы руды с колебаниями содержа-
ния свинца 0,5—3,5 %, кривые 2 и 3— те
мечением РЬ в свинцовый концентрат и содержа-
нием РЬ в руде (по сменным данным)
смены работы фабрики, когда колебания
содержания свинца и цинка не превышали
±0,5 % от среднего значения (СКО < 0,2 %)
нрн продолжительности работы на однород-
ной руде соответственно 6 и 12 смей. В этих
сменах имеет место прирост извлечения (рег-
рессионные кривые располагаются выше).
Чем продолжительнее период работы фаб-
рики на однородной, например по содержанию
металла, руде, чем реже нарушается техноло-
гический процесс, тем на наиболее оптималь-
ный уровень может быть настроен процесс,
тем больший получается прирост извлечения.
На рис. 1.2 приведены зависимости извле-
чения свинца (а) и цинка (б) от величины
среднего квадратического отклонения смен-
ных колебаний содержания металла в руде
обогатительной фабрики: чем меньше колеба-
ния качества руды в сменах и чем реже эти
колебания (чем> продолжительнее периоды
работы на однородной руде), тем больший
получается прирост извлечения. Потери
извлечения свинца и цинка могут достигать
соответственно 5 и 7 %.
Уменьшение колебаний качества руды
в объемах суточных, сменных и внутрисмен-
Рис. 1.2. Зависимости извлечения РЬ (а) и Zn (б)
в одноименные концентраты от величины среднего
квадратического отклонения сменных колебаний
содержания металла в руде и продолжительности
работы на руде различной однородности:
/ — 3 смены; 2 — 12 смен; 3-21 смена
7
00
Таблица 1,1
Характеристика и область применения различных способов и мероприятий по усреднению качества руды
Способы усреднения Область и особенности применения Эффекти вн ость усредн ен и я. Величина партии руды Исходная информация
Планирование и управление качеством руды в режиме усреднения.
Планирование (недельно-смен- ные графики горных работ) н оперативное управление горно- транспортными работами, про- водимыми в режиме усреднения (изменение нагрузки на забой) I стадия усреднения. Плани- рование и управление произ- водятся по всем показателям качества, включая вкраплен- ность руды и ее измельчаемость Обеспечивает выход иа плановый уровень качества руды на интервале неделя — смена и средний период колебаний не более 2— 5 смен. Показатели качества руды и ха- рактеристики их колебаний определяются в партиях суточной и сменной подачи Информация о качестве руды в нед- рах по материалам технологиче- ского картирования, квартального и месячного планирования и дан- ным эксплуатационной разведки, включая опробование буровзрыв- ных скважин
Выделение условных сортовых потоков руды В условиях выделения услов- ных сортов руды как самостоя- тельный способ и элемент сор- тового усреднения (шихтова- ние) Как самостоятельный способ обеспечивает уменьшение амплитуды колебаний качества пропорционально числу сортов. При чере- довании подачн сортов выше и ниже средне- го значения показателя качества уменьшает- ся период колебаний. Величина минималь- ного объема усреднения определяется за- дачами усреднения н дискретностью опро- бования (пределы — от 100 т до сменной подачи) Информация о качестве руды. Уп- равление производится по данным опробования руды в транспорт- ных сосудах или с помощью авто- матических устройств контроля показателей качества в вагонах, самосвалах и на конвейерах
Управление качеством с по- мощью склада на колесах и рудничной горки В партиях 100—500 т при вы- сокой степени усреднения Обеспечивает усреднение по амплитуде и частоте. Величина партии определяется ор- ганизацией работ по усреднению и опробо- ванию руды. Степень усреднения 2—10. Информация о качестве руды в от- дельных партиях. Управление производится, как правило, по данным повагонного опробования
Усреднение руды с помощью технологических операций и устройств
Сортовые (шихтовые) склады с дозированием сортов руды В условиях выделения услов- ных сортовых потоков руды и организации контроля (опро- бования) качества каждого Сорта Уменьшает амплитуду и период колебаний качества руды. Величина партий опреде- ляется организацией работ по усреднению и опробованию руды и составляет от 100 т до сменной подачи. Степень усреднения 2—10 Качество руды в отдельных пар- тиях для разделения руды на сорта. Уставка дозирования за- дается требованиями усреднения
УсрёдниТеЛьные сЛоевые скла- ды-смесители с разгрузкой руды йз транспортных ёмкостей с формированием и разгрузкой Для крупнокусковой руды на транспортно-перегрузочных узлах и рудничных усредни- тельных складах Уменьшает амплитуду колебаний качества руды; величина партий, в которых произво- дится усреднение, зависит от организации работ и числа слоев в штабеле и, как прави- Для определения параметров склада необходима информация об амплитудах и частотных характе- ристиках колебаний качества руды
Ill Hlf*1 JI»'II Whllttri HipAMB
Штабельные многослойные yu-
pe длительные склады-смесите-
ли, оборудованные заборными
усреднительными машинами,
роторными экскаваторами (воз-
можно применение ковшовых
экскаваторов)
Усреднительные бункера с по-
слойной загрузкой руды и ячей-
ковым выпуском
Усреднительные бункера с ячей-
ковой загрузкой н послойной
разгрузкой
Системы двухстадиального ус-
реднения, включающие устрой-
ства по выделению и накопле-
нию условных сортов руды (на-
пример, сортовые склады), уст-
ройства весового дозирования
сортов н усреднительные скла-
ды-смесители
Сортировочно-усредиительные
системы с разделением потока
руды по содержанию металла
и крупности
Сдвиг фазы колебаний в бунке-
ре с помощью конвейерной си-
стемы или аккумулирующего
склада для части потока
Обеспечивает надежное ус-
реднение руды в партиях смен-
ной переработки и в порциях
до 30—50 т. Предельная
крупность руды около 300 мм
Для определения параметров скла-
да необходима информация об ам-
плитудных и частотных характе-
ристиках колебаний качества руды
Аналогична усреднительи ым
складам-смесителям. Кон-
струкция бункеров и раз-
грузочных узлов должна обе-
спечивать последовательную
разгрузку слоев
Аналогична усреднительным
складам-смесителям
При широком частотном спект-
ре колебаний и высоких тре-
бований к однородности руды,
когда среднештабельные по-
казатели качества руды на
длительных интервалах вре-
мени должны совпадать с
плановыми показателями ка-
чества
Аналогична сортовым у ср ед -
нительным складам. Для ра-
боты системы необходимо при-
менение датчиков контроля
показателей качества руды
Аналогичен способу усред-
нения в сортовых складах и
способу усреднения с управле-
нием качеством потока руды.
Применение возможно в усло-
виях стабильного среднего пе-
риода колебаний
ли, Плinitti к cMi’iniull ппдл'К'. < ?irtiriit. усред-
нен пн 5 2U
Величина партий, в которых производится
усреднение, определяется числом слоев шта-
беля и величиной заходки заборной машины
и может достигать 30—50 т. Возможна лю-
бая степень усреднения в зависимости от
числа слоев и вместимости штабеля
Величина партий, в которых производится
усреднение, в эффективность усреднения
зависят от числа слоев руды и ячеек бункера.
Степень усреднения 2—10
Величина партий руды, в которых произво-
дится усреднение, аналогична усреднитель-
ным бункерам. Степень усреднения 2—10
Изменяет средне- и крупнопериодные коле-
бания на малопериодные (сокращение пе-
риода колебаний до 1—2 смен). Величина
партий, в которых производится усреднение,
и эффективность усреднения аналогичны
способу усреднения в усреднительных скла-
дах-смесителях
Для определения параметров бун-
керов необходима информация об
амплитудных и частотных харак-
теристиках колебаний качества ру-
ды
То же
Для определения параметров скла-
да необходима информация об ам-
плитудных и частотных характе-
ристиках колебаний качества руды
Величина партий, в которых производится
усреднение, определяется разрешающей
характеристикой системы и может дости-
гать 10—20 т. Степень усреднения 5—20.
Обеспечивается уменьшение амплитуды ко-
лебаний качества руды. Величина партий
находится в пределах 2—•{•часовой подачи
руды. Степень усреднения 2—5
Для определения условий рабо-
ты системы необходима информа-
ция об амплитудных и частотных
характеристиках колебаний ка-
чества руды
Для определения условий работы
системы необходима информация
об амплитудных н частотных ха-
рактеристиках колебаний качест-
ва руды
5 Таблица 1.2
Колебания показателей (%) качества руды и концентратов в сменных партиях (по данным ряда предприятий)
Содержание Руда Концентрат
На руднике На фабрике (питание отделения обогащения) Содержание металла в концентрате * Извлечение •• металла
C3ztPK **• CKO СЗ±РК ско СЗ±=РК СКО СЗ±РК ско
Ковдорский ГОК, МОФ
Железа в руде 29,5±14 4,5 29,5±7,0 2,6 63,5 ±2 0,70 91,7±4 1,8
Железа в магнетите 65,0±3 1,2 65,3±fJ 0,6 — — —
Фосфора — 4,0±2,0 0,7 ОЛ8±о’,1Б 0,05 —
Полтавский ГОК
Железа общего Магнетитового железа По пробам буровзрыв- ных скважин 31,5±4,0 24,6±3,5 1,5 1,3 f 1 1 1 1 1 1 1
31»5±5 23,1 ±4,5 2 1,8
П/о «Апатит»
Пятиокиси фосфора (сменные партии) Пятиокиси фосфора (двухчасовые В отгрузке рудников 18,5±10 ] 2 В общем потоке 18,5±5 | 1,6 В отгрузке рудника 18,5±?J । 4 18.5 i-g 0,9 1 1,1 ОД ц+0.4 йУ> —0,3 0,1 — —•
Джезказганский ГМК, ОФД
(комплексные руды)
Меди С3±| 1 го+2,87 1,93 0,66 22,8±;?j 4 86,8+>3„:? 5,1
Свинца С3±4 1,5 гз+2,67 1,33 0,55 50,6±‘95;45 6,9 67.8±“;| 10,6
Алмалыкский ГМК, СОФ
Интервальные пробы
Свинца ГР4-4.2 2,1 2,3 СЗ±О,7 0,2 52,9±‘|:» 3,9 92,1+^ 2,5
Цинка С3±?;| гл rq+1,1 0.7 0,3 И.2±Й 2,8 85.9+W 3,9
Карагайлинский ГОК
Свинца По пробам буровзрыв- ных скважин /'□4'1 >83 Cl3-1,22 0,39 41,7±g 7,4 88,б+& 10,3
СЗ+1’32 0,85
Цинка ро 4-5,81 из-1,38 1,44 /'□4-2,62 иэ-1,38 0,68 «.<±12 8,9 46,0t|4 19,4
Барита сз+43®'| 01 jQ 18,6 СЗ±ЗО,5 11,8 84,2±}° 8,7 5V±45£ 20,1
Приморский ГОК
Трехокиси вольфрама — С3±1,2 0,64 58,7±>» 8,3 72>3±22 14,1
* Приведены колебания содержания металла в одно именном концентрате,
•• Приведены колебания извлечения металла в одноименные концентраты от операции,
СЗ — среднее значение, РК — размах колебаний от СЗ, СКО — среднее квадратическое отклонение.
ных партий снижает колебания входных
характеристик технологического процесса,
позволяет интенсифицировать его н стабили-
зировать на более оптимальном уровне.
§ 3. Требования обогатительных
фабрик к усреднению руды
и формирование схем усреднения
Требования обогатительных фабрик к усред-
нению руды определяют величину партий
руды, в которых нужно производить усредне-
ние, и величину допустимых колебаний пока-
зателей качества руды в этих партиях. Пол-
ностью удовлетворяет требованиям фабрик
решение, при котором усреднение руды по
всем показателям качества, влияющим на
эффективность работы, осуществляется на
руднике и в партиях, обеспечивающих эффек-
тивную работу всех операций на фабрике
[8, 9].
Допустимые колебания показателей ка-
чества руды, которые не влияют отрица-
тельно па процесс, следующие; относительное
отклонение содержания металла от планового
уровня для железных руд—±(5—10) %,
Таблица 1.3
Допустимые колебания показателей качества
усреднения руды
для руд цветных металлов — ±10 %, для
металла в той или иной минеральной форме —
±(5—Ю)%, относительное отклонение от
планового уровня крупности вкрапленности,
измельчаемости и других показателей каче-
ства — не более ±10 % (табл. 1.3).
Дисперсия колебаний качества руды обра-
зуется за счет колебаний с разными перио-
дами. Длиннопериодные колебания (период
более 20—25 смен) обусловлены природными
закономерностями размещения руды в недрах
и инерционностью операций планирования и
управления качеством руды.
Среднепериодные колебания (период 3—
20 смен) обусловлены переходом на добычу
руды в других забоях и несоответствием
планового и фактического количества руды,
выдаваемой из забоя.
Короткопериодные колебания (период 0—
3 смены) возникают из-за изменения качества
руды в забое, чередования забоев и обуслов-
лены совместным действием природных факто-
ров и организации добычи руды.
Величина партии руды, в которых необхо-
димо обеспечить однородность, зависит от
смесительной вместимости оборудования и
наличия на фабриках усредняющих емкостей
(табл. 1.4).
руды, принятых при проектировании средств
Содержание При поступлении с рудника на фабрику ( п сменных и суточных партиях) При поступлении в корпус обо- гащения (в партиях 10 — 30 смен)
Размах колеба- ний, % среднего значея ия Среднее квадра- тическое откло- нение Размах колеба- ний, % среднего Значения Среднее кнадра- тическое откло- нение
Ковдорский ГОК, МОФ и А Б ОФ
Железа: общего +2,0 0,8 4=1,0 0,4
магнетитового =р2,0 0,7 =F1,O 0.3
в магнетите 4=0,8 0,8 4=0,5 0,2
Фосфора 4=0,8 0,3 4=0,5 0,2
Окиси магния 4=3,0 1,0 — —
П/о «Апатит»
Пятиокиси фосфора Окиси алюминия 1 1 0,4 1 0,6 [ — | —
Меди Джезказганский ГМК, Оф-3 1 4=0,5 I 0,2 I 4=0,1 1 0,02
Свинца 1 4=0,5 | 0,2 | 4=0,1 | 0,02
Карагайлинский ГОК
Недельные партии
Сменные и 4-часовые партии
Свинца 4=0,5 0,2 4=0,2 0,1
Цинка +0,7 0,3 4=0,3 0,15
Барита 4=15,0 6,0 4=5,0 0,2
12
Таблица 1.4
Сведения о вместимости и усреднении руды в аккумулирующих складах и бункерах фабрики
Наименование складов и бун- керов Полезная вместимость, из- менение заполнения, среднее количество руды, изменение в очередности партий руды на входе и выходе Усреднение руды
в партиях сменной переработки в партиях часовой переработки
Склад крупно- и мелкодроб- леной руды Бункера кор- пуса среднего и мелкого дробления Бункера кор- пуса обогаще- ния Полезная вместимость—2— 5-сменная переработка фаб- рики. Запас руды изменяет- ся от 0 до 0,5—0,6 вмести- мости, среднее количество руды на 4—6 ч работы фабрики. Последователь- ность сменной и суточных партий руды на входе и выходе склада не изменяет- ся, последовательность ча- совых партий изменяется Полезная вместимость — на 3—6 ч работы. Запас руды изменяется от 0 до 0,5— 0,7 вместимости, среднее количество руды на 1—3 ч работы фабрики. Последо- вательность сменных партий руды на входе и выходе не изменяется, последователь- ность часовых — изменяет- ся (после дробилок — на сборном конвейере) Полезная вместимость — 1 —3-сменная переработка фабрики. Запас руды в те- чение недели изменяется от 0 до 0,7—0,8 вместимости бункеров, среднее количе- ство руды—на 3—4 ч рабо- ты корпуса (секции). После- довательность сменных и ча- совых партий руды на вхо- де и выходе секции не из- меняется Не производится. Колебания в смен- ных и суточных пар- тиях проходят через склад без уменьше- ния из-за недоста- точной вместимости склада и условий загрузки и разгруз- ки, которые не обес- печивают смешива- ния руды Не производится из- за недостаточной вместимости бунке- ров Не производится из- за недостаточной вместимости бунке- ров и условий за- грузки и разгрузки При секционной за- грузке и послойном выпуске и послойной загрузке и секцион- ном выпуске произ- водится усреднение. Степень усреднения нс постоянна из-за изменяющихся коли- честв руды и условий ее загрузки и раз- грузки При секционной за- грузке я послойной разгрузке произво- дится усреднение. Степень усреднения не постоянна из-за изменяющегося рас- хода руды. При по- слойной загрузке ру- ды усреднение не производится Усреднение произво- дится устойчиво в порциях, равных 3— 5-минутной перера- ботки секции. В пар- тиях часовой перера- ботки усреднение воз- можно при укладке руды наклонными слоями
Рабочие объемы и вместимость
технологического оборудования
Мельницы:
шаровые 3,6Х
X 4 м...........
шаровые 4,5Х
Х6 м..........
самоизмельче-
ния 9X3 м . .
Классификаторы
двухспиральные с
диаметром спира-
ли 3 м .........
Магнитные сепа-
раторы
ПБМ 120/300 . .
Флотомашины М-7
(1 камера) . . .
Рабочий
объем, м3
35
80
160
15—20
0,7—2,5
6
Вместимость
ДЛЯ руды и
пульпы. мэ
6
12
70—80
15—20
0,7—2,5
6
Флотомашины с
камерой объемом 25 м3 (1 камера) Магнитные дешла- 20 20
маторы диаметром 5 м 50 50
Сгустители диаме- тром:
30 м 2000—2200 2000—2200
50 м 7000—7500 7000—7500
Вместимость аккумулирующих и распреде-
лительных складов (бункеров), условия нх
загрузки и разгрузки позволяют надежно
усреднять руды в партиях, соответствующих
5—10-минутной производительности секции
(не более 20—50 т). Основное технологическое
13
Таблица 1.5
Характеристика систем усреднения в зависимости от величины колебаний показателей качества
руды в недрах
Преобладающие колебли и я показателей качества руды в недрах Усреднительная система
На руднике 1 на фабрике
Короткопериодные с периодами меньше смены и с периодом I—3 смены Среднепериодные с преоблада- ющими периодами колебаний до 9 - 10 смен Длиннопериодные с преоблада- ющими периодами колебаний более 20—30 смен Смешанные: короткопериодные, среднепериодные и длиннопе- риодные Не требуется мероприя- тий по усреднению руды У правление качеством руды, включая руднич- ные усреднительпые склады для изменения спектра и амплитуды ко- лебаний Управление качеством руды, включая руднич- ные усреднительные склады для изменения спектра колебаний Усреднительный склад-смеси- тель вместимостью на 3—6 смен Усреднителышй склад-смеси- тель вместимостью от 5—6 да 9—-12 смен Усреднительный склад-смеси- тель вместимостью на 15— 20 смен. При переходе с одного штабеля па другой процесс на- страивается на новый уровень качества. При наличии длинно- периодных колебаний с перио- дом более 30—60 смен изменяют- ся плановые показатели работы фабрики
оборудование, кроме сгустителей, может обес-
печить усреднение руды в партиях 5—10 т.
Сопоставление спектра колебаний качества
руды с усредняющей возможностью аккуму-
лирующих и распределительных складов
(бункеров) и технологического оборудования
показывает, что на горно-обогатительных
предприятиях руду нужно усреднять в суточ-
ных, сменных и внутрисменных партиях,
чтобы уменьшить дисперсию средне- и мало-
периодных колебаний, включая колебания
в партиях 10—20 т.
Высокочастотные колебания качества руды
практически невозможно предвидеть, а из-за
инерционности технологического процесса
трудно нейтрализовать коррекцией процесса.
Такие колебания можно устранить усредне-
нием руды в складах-смесителях сравнительно
небольшой вместимости (примерно равной их
длительности) н получить руду с усреднен-
ными свойствами.
Среднечастотные колебания также могут
погашаться в складах-смесителях, ио для этого
требуется большая их вместимость. Поэтому
при добыче руды для уменьшения периода
колебаний целесообразно осуществлять меро-
приятия по управлению качеством руды,
регулированию добычи из забоев и усредне-
нию руды на карьерных складах. Затем руду
необходимо смешивать в складах-смесителях
для погашения высокочастотных колебаний.
Длиннопер иодные колебания усреднять
в складах-смесителях нецелесообразно; по-
требуются смесители большой вместимости.
В этом Случае целесообразно вести усреднение
руды по планируемому переменному среднему
уровню: усреднять только отклонения с высо-
14
кочастотпым и среднечастотным спектром
колебаний, а остаточную (межштабельную)
дисперсию локализовать периодической кор-
ректировкой процесса.
Когда спектр включает высоко-, средне- и
низкочастотные колебания, целесообразно
создавать такие же системы, как для усредне-
ния среднейастотных колебаний.
В табл. 1.5 приведена характеристика
систем усреднения в зависимости от величины
преобладающих колебаний показателей каче-
ства руды в недрах. В табл. 1.6 и на рис.
1.3—1.6 приведены примеры технических
решений по усреднению руды на некоторых
предприятиях [9].
Склад для усреднения комп-
лексной руды разработан для ОФ-3
Джезказганского ГМК (рис. 1.3). Склад —
двухштабельный с послойной (грядовой)
укладкой руды (с помощью штабелеуклад-
чика) и забором руды по всему поперечному
сечению штабеля с помощью заборной ротор-
ной усреднитель ной машины. Вместимость
штабеля — 30 тыс. т, ширина — 27 м, дли-
на — 100 м, число слоев в штабеле —
около 400.
Открытый склад для усреднения
евннцово-динковых руд разработан для усло-
вий СОФ Алмалыкского ГМК (рис. 1.4).
Склад — двухштабельный с послойной шев-
ронной укладкой руды в штабель с помощью
штабелеукладчика и забором руды по всему
поперечному сечению штабеля с помощью
заборной роторной усреднительной машины.
Вместимость штабеля — 30 тыс. т, ширина —
27 м, длина — 100 м, число слоев в штабеле —
600—700.
Таблица 1.6
Мероприятия по усреднению качества руды на карьерах железорудных горно-обогатительных
комбинатов
Предприятие, мощность, тип руды Контролируе- мый показатель качества Среднее квадратическое отклонение показателя до и после усреднения, % Рекомендуемые мероприятия по усреднению руды 1 Экономический эффект от ; усреднения, руб/т 1 Себестоимость усредн е - пня, руб/т Техники-экономический эф- фект (за вычетом затрат) от усреднения, млн. руб/год
Южнокриворожский ГОК, о0,5 млн. т/год, магнетитовые кварци- ты Содержание железа 2,6 1 Пропорциональная по- дача руды на ДОФ из сортовых (аккумулиру- ющих) складов вмести- мостью 100 тыс. т 0,10 0,09 2.10
Центральный Криво- рожский ГОК, 25 млн. т/год, магне- титовые кварциты То же 3,6 1,1 То же 0,15 0,09 1,90
Ингулецкий ГОК, 36 млн. т/год, магне- титовые кварциты 3 Пропорциональная по- дача руды из сортовых складов вместимостью 100 тыс. т 0,09 0,09 1,70
Качканарский ГОК, 40 млн. т/год, тита- но-магнетитовые кварциты Текстурные свойства, крупность вкрапленности 1,2 Пропорциональная по- дача из сортовых скла- дов вместимостью 90 тыс. т легко-, средне- и труднообогатимых РУД 0,09 0,08 2,20
Коршуновский ГОК, 15 млн. т/год, магне- титовые скарны Содержание железа, круп- ность вкрап- ленности 3,8 Регулирование нагруз- ки на добычные забои. Пропорциональная по- дача руды из сортовых складов вместимостью 50 тыс. т 0,20 0,09 2,30
Ковдорский ГОК, 15 млн. т/год, магне- титовые скарны То же 3 Регулирование нагруз- ки на добычные забои, сортовой смесительный склад для богатых руд вместимостью 100 тыс. т 0,07 0,05 0,13
Соколовско-Сарбай- ский ГОК, 35 млн. т/год, магне- титовые скарны » 3,6 1,8 Регулирование нагруз- ки на добычные забои. Автомобильные усред- нительные склады в карьере. Усреднитель- ный -склад эстакадного типа дробленой руды на ДОФ 0,10 2,3'
Лисаковский ГОК, 33,5 млн. т/год, бу- рые железняки Содержание железа, круп- ность оолито- вых выделений 2,2 0,54 Пропорциональная по- дача на ДОФ легко- и труднообогатимых руд. Склад-смеситель вме- стимостью 10—15 тыс. т 0,54 — —
15
б-Б
Рис, 1.3. Усреднительный склад ОФ-3 Джезказганского ГМК:
I — конвейер (3 шт.); 2 — штабелеукладчик (1 шт.); 3 — за-
борщик руд. (1 шт.)
Рис. 1.4, Усреднительный склад для условий СОФ
Алмалыкского ГМК:
1 — конвейер (1 шт.); 2 -- штабелеукладчик
1 шт.); 3 — заборщик руды (2 шт.); 4 — конвейер
: шт.)
Автомобильно - железнодо-
рожный склад — смеситель хребто-
зого типа построен на Джезказганском ГМК
Рис. 1.5. Автомобильно-железнодорожный усред-
ни тельный склад на шахте № 15 Джезказган-
ского ГМК:
- — разрез склада (М 1 ; 200, схема формирова-
ния штабеля экскаваторами ЭКГ-3,6); б — план
склада (М 1 : 1000); в — разрез склада (М 1 :
: :000. схема формирования штабеля разгрузкой
глмосвалов под откос); г — разрез склада
М 1 : 1000, схема формирования штабеля экскава-
-:рами ЭКГ-4У)
при шахте № 15 для усреднения медно-свин"
цово-цинковых руд перед подачей их на обога-
тительную фабрику № I. Разгрузка 27-тон-
ных самосвалов происходит у шестиметровой
подпорной стенки с общим числом разгрузоч-
ных мест 46, затем экскаватором формируется
первичный штабель, составляемый из девяти
сменных отгрузок руды, вместимостью 20 тыс.
т. Из первичного ус редни тельного штабеля
перелопачиванием формируется отгрузочный
усреднительный штабель такой же вмести-
мости. Формирование штабелей и погрузка
руды в думпкары производятся экскаваторами
ЭКГ-3,6. Конструкция склада дает возмож-
ность усреднять руду и при других схемах
организации работ.
Рудничный двухштабельный усреднитель-
ный склад используется на Карагандинском
ГОКе (такого же типа склады на Учалинском
и Сорском комбинатах). Руда разгружается
под откос 27-тонными самосвалами. Склад
Рас. 1.6. Рудничный слоевой усреднительный склад
Карагайлинского ГОКа:
— отгружаемый штабель; 2 — формируемый
штабель; 3 — самосвал; 4 — экскаватор
17
разгружается экскаватором ЭКГ-4,6 двумя
заходками поперек уложенных слоев. Вмести-
мость рабочего штабеля — 40 тыс. т, длина —
45 м, ширина — 30 м, высота —15 м, число
слоев самосвальных отсыпок —80, сменных
слоев — 21.
Г лава 2
Рудосортировка
Рудосортировка основана на различии в цвете,
блеске, естественной и наведенной радио-
активности разделяемых минералов, различ-
ной способности их ослаблять радиоактивное
излучение и отражать электромагнитные вол-
ны различной длины.
§ L Рудоразборка
Рудоразборка осуществляется, когда не могут
быть применены механическое или химиче-
ское обогащение, или в том случае, если эти
процессы не обеспечивают необходимого каче-
ства разделения, например при отборке дра-
гоценных камней, листовой слюды, длинно-
волокнистого асбеста и др.
При добыче руд цветных и редких метал-
лов рудоразборка осуществляется, как пра-
вило, в подземных условиях, например
в забое, при системе разработки с закладкой
выработанного пространства.
Для рудоразборки обычно применяются
ленточные или пластинчатые конвейеры или
специальные столы.
Техническая характеристика рудоразборной
установки с использованием ленточных
конвейеров
Длина рудоразборного участ-
ка, приходящегося на одного
рудосортировщика, м.........
Максимальная ширина лепты
(мм) при расположении рудо-
сортировщиков:
по одну сторону конвейера
по обе стороны конвейера
Скорость движения ру дор аз бор-
ного конвейера, м/мин . . . .
Угол наклона конвейера (мак-
симальный), градус .........
Высота от пола до ленты, м
Максимальное расстояние
между светильниками над лен-
той, м .....................
Допустимая производитель-
ность труда — масса породы
(т), отбираемой одним сортиров-
щиком за смену при крупно-
сти руды, мм:
20—40 ....................
200—300 ..................
1—2
750
1200—1400
9—12
15
0,7—0,8
До 1,5
До 8
2
Ширина ленты конвейера В определяется
по формуле
В = 0,28- I0-3Q/dmaxt)6Jfe, (1.8)
где Q — количество поступающей на разборку
руды, т/ч; dniax — максимальная крупность
кусков руды, м; v — скорость движения
ленты, м/с; б — насыпная масса слоя руды на
ленте, т/м3; k — коэффициент заполнения
ленты рудой (й = 0,3н-0,4).
При расположении сортировщиков по одну
сторону конвейера длину ленты L определяют
по формуле
L= Д0+(П-{- 1)/, (1-9)
при расположении сортировщиков по обе
стороны конвейера
L = £0 (N 1) 1/2, (1.10)
где £(, — свободная длина ленты (по правилам
техники безопасности равна 3—4 м); I —
расстояние между сортировщиками, м; П —
число сортировщиков.
В практике рудоразборки применяют трех-
рядное расположение ленточных конвейеров.
При этом исходная руда движется по двум
крайним конвейерам, а на средний поступает
отсортированный материал.
Если нет необходимости транспортировать
руду в другие помещения, особенно при малых
размерах сортировок, ее разбирают на вра-
щающихся столах диаметром 5—9 м при
ширине кольцевой части от 0,7 до 1 м. Ско-
рость вращения стола ие должна превышать
2 м/мин.
Эффективность процесса рудоразборки ха-
рактеризуется Тремя основными показателя-
ми: коэффициентом сортировки пустой породы
Т), величиной остаточной засоренности Рост,
числом работающих сортировщиков /V н
производительностью их труда.
Оптимальное число сортировщиков опре-
деляется только экономическими расчетами.
Коэффициент сортировки пустой породы
Т] = П/Пр,
где П и Пр — масса пустой породы отсорттг
рованиой и в исходной руде, т.
Остаточная засоренность руды (%)
Р ост = Пост 100/D,
где Пост — масса пустой породы, оставшейся
в руде после сортировки, т; D — масса руды
после сортировки, т.
Статистическая обработка опытных данных
позволила установить следующую зависи-
мость:
Рост = 53,3 — 2П — 0,4 К,
где К — количество крупной фракции
(4-130 мм) в сортированной руде, т.
Потерн металлов на рудниках при ручной
сортировке колеблются от 0,7 до 6 %, причем
величина их зависит от степени визуального
различия между ценными минералами и
вмещающими породами, квалификации сорти-
ровщиков, чистоты промывки материала,
освещенности рабочих мест, распределения
18
материала на конвейерной ленте и скорости
ее движения.
Руду перед сортировкой обычно подвергают
грохочению для отсева мелочи (—50 мм) и
1в отдельных случаях) промывке. Крупность
руды для разборки может изменяться от 25
до 300 мм; обычный размер кусков 75—100 мм.
Для освещения рабочих мест рекомендуется
применять специальные рефлекторы, дающие
ровный рассеянный свет.
Иногда для усиления разницы в цвете раз-
деляемых минералов пользуются специаль-
ным освещением — газоразрядными ртут-
ными лампами ИГАР, люминесцентными
дампами и др. В некоторых случаях руду
сблучают ультрафиолетовыми лучами, что
вызывает флюоресцентное свечение отдель-
ных минералов.
§ 2. Радиометрические методы
обогащения
Радиометрические методы обогащения осно-
ваны на различиях в способности минералов
испускать, отражать или поглощать излуче-
ния (табл. 1.7). В настоящее время известны
свыше двадцати методов радиометрического
Таблица 1.7
Классификация радиометрических методов
обогащения [50]. Около половины из них
уже применяются в промышленных условиях
или находятся в стадии подготовки к внедре-
нию.
С помощью радиометрических методов,
которые применяются для предварительного
обогащения и в качестве основных и доводоч-
ных обогатительных операций, обрабатыва-
ются руды черных, цветных, редких и благо-
родных металлов, алмазосодержащие и мно-
гие другие неметаллические полезные иско-
паемые.
По технике осуществления, технологии и
задачам радиометрическое обогащение под-
разделяется на два вида: радиометрическая
крупнопорционная сортировка; радиометри-
ческая сепарация.
Радиометрическая крупно-
порционная сортировка —
процесс разделения руды на сорта на основе
измерения интенсивности излучения крупных
ее объемов, загруженных в транспортные
емкости — вагонетки, автомашины и др. При
сортировке кондиционные руды отделяются от
забалансовых и пустой породы. Радиометри-
ческая крупнопорционная сортировка —
самый производительный н дешевый обогати-
тельный процесс, применимый только к ру-
обогащения полезных ископаемых
iруппа УСТОДОВ Метод Регистрируемое свойство минерала Полезные ископаемые
Эмиссион- но-радио- метрические Авторадиометри- ческий Фотонейтронный Нейтронно-акти- вационный Рептгенорадио- метрический Люминесцентный Фотометрический Естественная радиоактивность Ядерная реакция под воздей- ствием потока гамма-излуче- ния с образованием нейтронов Искусственная радиоактивность под воздействием нейтронов с образованием гамма-излучения Возникновение характеристи- ческого излучения под влия- нием гамма-квантов или быст- рых электронов Возбуждение люминесценции минералов ультрафиолетовым, рентгеновским или гамма-из- лучением Отражение минералами види- мого света Урановые, ториевые ру- ды и руды других эле- ментов, связанных в ми- нералах с ураном и то- рием Бериллиевые руды Флюоритовые руды и Др. Оловянные, полиметал- лические руды и др. Алмазосодержащие, флюоритовые, шеелито- вые руды Неметаллические, золо- тосодержащие, марган- цевые и другие руды
Абсорб- зйонно-ра- хиометри- ческие Гамма-абсорб- ционный Нейтронно-аб- сорбционный Фотоэлектрическое поглощение и комптоновское рассеяние гамма-квантов рентгеновского или гамма-излучения Захват, рассеяние и замедле- ние нейтронов ядрами химиче- ских элементов Руды черных и цветных металлов Борные, литиевые руды
19
дам, отличающимся достаточной неравномер-
ностью по содержанию ценного компонента.
Она проводится в настоящее время авторадио-
метрическим, рентген ор адиометрическим,
нейтронно-активационным и фото нейтронным
методами.
Радиометрическая сепара-
ция осуществляется на радиометрических
сепараторах, обрабатывающих материал круп-
ностью от 200—250 до 0,5 мм. При снижении
крупности производительность сепараторов
уменьшается, поэтому пижний размер сепа-
рируемых кусков определяется развитием
технических средств, ценностью сырья и
экономическими предпосылками. Наиболее
часто он составляет 20—25 мм.
Применяются покусковой, порционный и
поточный режимы радиометрической сепара-
ции [49]. При пусковом и порционном режи-
мах куски или порции руды во время прохож-
дения через сепаратор пространственно раз-
делены. Поточный режим, при котором через
сепаратор руда проходит непрерывно, —
наиболее производителен. Более высокие
технологические показатели обогащения по-
лучают при покусковом режиме.
Руды, в которых менее 70 % кусков подле-
жат удалению с хвостами, рационально обо-
гащать в один прием при покусковом режиме.
Для обогащения руд, в которых удалению
с хвостами подлежат 90—95 %, может ока-
заться целесообразной основная операция
в порционном или поточном режимах и пере-
чистка концентрата в покусковом режиме.
К основным технологическим характери-
стикам руды, влияющим на показатели радио-
метрического обогащения, относятся: кон-
трастность и степень соответствия между
признаком, по которому осуществляется сепа-
рация (признак разделения), и содержанием
ценного компонента; гранулометрический
состав; содержание ценного и сопутствующих
(полезных или мешающих) компонентов и вид
их корреляционной связи.
Контрастность — степень разли-
чия кусков руды по содержанию в них ценного
компонента зависит в основном от природных
свойств руды, условий добычи и предвари-
тельной подготовки ее к обогащению [29, 50].
Показатель контрастности
м = L Ку — «И1/«» (i-ii)
i=i
где а — среднее содержание полезного компо-
нента в руде, %; у — то же, в отдельных
кусках пробы, %; q — доля массы куска
в общей массе пробы, доли ед. [при расчете
по формуле (1.11) следует брать абсолютную
величину каждого слагаемого в числителе
независимо от знака].
Показатель контрастности можно опре-
делить также по кривым контрастности,
построенным по данным фракционного состава
аналогично кривым обогатимости, с той разни-
цей, что группировка кусков во фракции
осуществлена непосредственно по содержанию
ценного компонента.
Для расчета показателя контрастности
через точку А пересечения основной кри-
вой к (рис. 1.7) с линией среднего содер-
жания металла oocj проводится параллельно
оси абсцисс линия БВ, которая, пересекаясь
с кривыми Фир, позволяет получить исход-
ные данные для расчета показателя контраст-
ности по формулам:
М = 2 (1 — ук) (1 — В/а); (1.12)
М = 2ук (Рг'а — О- (1-13)
где — выход концентрата, доли ед.; О, а
и р — содержание полезного компонента
соответственно в хвостах, исходном продукте
и концентрате, %.
Показатель контрастности может коле-
баться от 0 до 2 ]49, 50] и позволяет судить
о принципиальной возможности обогащения
данной руды радиометрическими методами.
На основе практики руды условно разде-
ляют по показателю контрастности на следую-
щие категории: неконтрастные (Л1 < 0,5),
низкоконтрастные (Л1 = 0,54-0,7), контраст-
ные (Л1 = 0,74-1,1), высококонтрастные
(Л4 = 1,14-1,5), особо контрастные (Л1 >1,5).
Кривые контрастности позволяют опре-
делять те предельные технологические пока-
затели, которые можно было бы получать,
если бы руда разделялась непосредственно
по признаку содержания ценного компонента
в ее кусках.
Степень соответствия при-
знака разделения содержанию ценного компо-
нента является наряду с контрастностью важ-
ной характеристикой руды, поступающей на
радиометрическое обогащение.
Степень соответствия между признаком
разделения и содержанием полезного компо-
нента выявляется путем сравнения кривых
обогатимости, построенных по интенсивности
излучения (признаку разделения), с кривыми
контрастности. Степень соответствия будет
тем больше, чем больше сходства между этими
кривыми. Для ориентировочной оценки сте-
пени соответствия рассчитывается показатель
20
признака разделения П, который определя-
ется по формуле (I.I4) с использованием
данных на основе которых строится кривая
обогатимости:
П= 2 Иг-«> Т 1/а, (1Л4)
i=i
где 2 — содержание изучаемого компонента
во фракциях, %; а — то же, в пробе, %;
у — выход фракций, доли ед.; п — число
фракций, по которым строились кривые обога-
тимости,
Показатель П только при полном соответ-
ствии признака разделения и содержания
ценного компонента будет равен показателю
контрастности, и в этом случае отношение
П Л1, которое называется эффективностью
грнзнака разделения, будет равно 1. В боль-
шинстве случаев оно меньше 1. Величина
П 31 позволяет сравнивать эффективности
тазличных радиометрических процессов и
выбирать наиболее подходящий для данного
сырья в технологическом отношении 149, 50].
Гранулометрический с о-
: 7 а в руды имеет большое значение осо-
бенно при покусковом режиме сепарации, так
как производительность сепараторов снижа-
ется с уменьшением крупности кусков руды,
а мелкие классы вообще не подвергаются
сепарации. По мере повышения контраст-
ности руды можно сепарировать более мелкие
классы. Перед сепарацией материал класси-
фицируется.
Пределы крупности (мм) руды, сепарируемой
различными методами
Верхний Нижнин
Аз'орадиометрический 300 15 (10)
Ф это нейтронный . . . . 300 25
Рентгенорадиометриче-
гкин 200 30
Люминесцентный . . . 150 2 (0,5)
Фонометрический . . . 150 5(3)
i гмма-абсорбционный 200 20
пейтронно-абсорбцион-
200 25
Содержание основного и
сопутствующих ценных к о м -
тонентов влияет на эффективность обо-
гащения. Особенно эффективно радиометри-
ческое обогащение руд с невысоким содержа-
ценного компонента; при этом можно
тжадать значительного выхода крупнокуско-
хвостов. Радиометрические процессы,
гак более дешевые, позволяют снижать суще-
ствующие кондиции на содержание ценных
клвдонентов, вовлекать в промышленное
«сэпльзование некондиционные, разубожен-
«е и забалансовые руды.
ятхсионно-радиометрические методы
4вторадиометрический м е-
основан на использовании излучений
естественно-радиоактивных химических эле-
ментов. Из трех видов излучений (альфа-,
бета- и гамма-излучение) используется, глав-
ным образом, проникающее гамма-излучение,
в зависимости от интенсивности которого руда
разделяется на отдельные продукты. Этот
метод широко применяют для обогащения
урановых руд, а также для руд, в которых
ценный компонент находится в минералах,
попутно содержащих также и радиоактивный
химический элемент.
Фотонейтронный метод осно-
ван на использовании различий в интенсив-
ности нейтронного излучения, испускаемого
минералами при воздействии на руду гамма-
лучами. Этот метод применяют для обогаще-
ния бериллиевых руд, так как именно ядра
бериллия обладают способностью испускать
нейтроны под влиянием гамма-лучей срав-
нительно низкой энергии (около 1,7 МэВ).
Для возбуждения фотоядерной реакции в дру-
гих химических элементах требуются гамма-
лучи с энергией свыше 5—10 МэВ.
В качестве источника гамма-излучения
при обогащении бериллиевых руд обычно
применяется радиоактивный изотоп 124Sb. При
этом происходит ядерная реакция ,JBe -ф-
-ф- у —> йВе 1п. Испускаемые ядрами берил-
лия нейтроны перед их регистрацией про-
пускаются через замедлитель (парафин) для
снижения их энергии до тепловой. При дан-
ной активности гамма-источника мощность
потока нейтронов, испускаемого куском руды,
определяется содержанием в нем бериллия
независимо от того, какими минеральными
формами он представлен.
Нейтронно-активационный
метод основан на использовании искус-
ственной (наведенной) радиоактивности, воз-
никающей при облучении руды потоком ней-
тронов и зависящей от условий облучения и
природы находящихся в руде химических
элементов. Этот метод отличается тем, что
вторичное излучение существует не только
в момент облучения, что дает возможность
измерять наведенную радиоактивность и после
облучения. При облучении руды нейтронами
в ней появляются различные радиоактивные
изотопы. Основной вклад в наведенную
радиоактивность обычно вносят алюминий и
марганец [80]. Активными излучателями
являются также фтор, хлор, вольфрам, медь
и др,
Нейтронно-активационный процесс нашел
промышленное применение в Советском Союзе
для крупнопорционной сортировки флюорито-
вых руд. Создана опытная установка для
сепарации различных руд (содержащих мар-
ганец, фтор, медь, ванадий и др.) с примене-
нием в качестве источника облучения ней-
тронного размножителя или реактора типа
«Лотос».
Рентгенорадиометрический
метод основан на использовании рент-
геновских характеристических спектров
химических элементов, входящих в состав
минералов и возбуждаемых, главным обра-
зом, изотопными источниками гамма- или
рентгеновского излучения. Метод применя-
ется для анализа иа ряд химических элемен-
21
тов при разведке, добыче и переработке, для
крупнопорционной сортировки в емкостях и
сепарации руд.
Интенсивность излучения пропорциональна
содержанию определяемого элемента в анали-
зируемом веществе, а энергией, достаточной
для надежной ее регистрации детектором,
обладают элементы с атомным номером, пре-
вышающим 20. В промышленных условиях
этот метод используется для обогащения
оловянных руд, причем оловосодержащие
минералы выделяются в концентрат незави-
симо от их химического состава, что имеет
большое значение при обработке сложных
оловянных руд, содержащих не только
касситерит, но и сульфиды олова.
Люминесцентный метод осно-
ван на различиях в интенсивности люминес-
ценции (холодного свечения) минералов под
влиянием гамма-.рентгеновского или ультра-
фиолетового излучений. Процесс люмине-
сценции складывается из трех стадий: погло-
щения энергии возбуждающего излучения,
преобразования и передачи энергии возбужде-
ния внутрь тела и испускания света в центрах
свечения с возвращением минерала в равно-
весное состояние. Центрами свечения могут
быть атомы или комплексные ионы основного
вещества кристаллической решетки, ионы
примесей, а также дефекты кристаллической
решетки: вакансии, междуузельные атомы
и др.
Способностью люминесцировать обладают
многие минералы, но лишь у некоторых это
свойство обусловлено особенностями их основ-
ного состава и строения кристаллической
решетки. Такие минералы отличаются устой-
чивой люминесценцией. К ним относятся:
шеелит, повеллит, гипергенные минералы,
содержащие в своем составе уранил-ион
UO^+, и алмаз. Люминесценция большей части
минералов обусловлена присутствием в них
примесей-активаторов (люминогенов). Неко-
торые минералы люминесцируют благодаря
присутствию в них редкоземельных элемен-
тов. К этой группе относятся циркон, корунд.
Многие минералы имеют неустойчивую люми-
несценцию, например кальцит, арагонит,
опал, топаз, полевые шпаты.
Люминесцентная сепарация с использова-
нием рентгеновских лучей (рентгенолюми-
несцентный метод) широко применяется для
обогащения алмазосодержащих руд. С по-
мощью рентгено- и фотолюминесценции обо-
гащаются флюоритовые и шеелитовые руды.
^Ф ото метрический метод осно-
ван на использований ртз-тичий в свойстве
минералов отражать, пропускать или пре-
ломлять свет. При сепарации по отражению
света используют ту часть оптического спек-
тра, в которой наблюдаются наибольшие раз-
личия в отражательной способности разделяе-
мых минералов. Один из способов регистра-
ции отраженного от куска света — его изме-
рение на фоне цветной поверхности, при этом
выбор ее цвета является одним из способов
оптимизации процесса.
Поскольку при фотометрической сепарации
требуется разделять не только мономияераль-
22
ные куски, но и агрегаты полезных и сопут-
ствующих минералов, то оптические системы
сепараторов нередко конструируют с приме-
нением сканирующих устройств, так что свет
поступает па датчик не сразу со всей поверх-
ности куска руды, а последовательно с отдель-
ных ее участков. В качестве детекторов отра-
женного кусками руды света применяются
фотоум ножител и.
Фотометрическая сепарация применима
к самым разнообразным полезным ископае-
мым. Особенно распространена она за ру-
бежом для обработки неметаллических полез-
ных ископаемых; хорошие результаты полу-
чают при фотометрической сепарации золото-
содержащих руд [50].
Абсорбционные методы
Гамма-абсорбционный метод
основан на различии в степени поглощения
кусками руды гамма-излучения.
Относительная величина поглощения гам-
ма-излучения подчиняется экспоненциаль-
ному закону
J/Jo = е"м,
где Jo и J — интенсивности гамма-излучения
соответственно до и после прохождения через
вещество; р, — линейный коэффициент погло-
щения; d— толщина слоя вещества.
Величина р, зависит от энергии квантов
первичного гамма-излучения и атомного но-
мера и атомной массы облучаемого вещества;
чем выше атомный номер химического эле-
мента и его атомная масса и чем меньше энер-
гия применяемого излучения, тем сильнее
проявляется свойство абсорбции рентгенов-
ского излучения.
Для кусков руды, содержащих различные
химические элементы,
S afR/WO,
где a-i—'содержание i-ro элемента, %;
р/ — коэффициент линейного поглощения для
t-го элемента.
Кроме химического состава кусков руды,
па степень поглощения гамма-излучения
влияют размеры облучаемых кусков. Для
устранения этого влиянии руду подвергают
предварительной классификации. Кроме того,
сепараторы снабжены специальным устрой-
ством, позволяющим учитывать размеры ку-
сков руды.
Гамма-абсорбционный метод можно исполь-
зовать для обработки различных полезных
ископаемых, однако ои достаточно эффективен
лишь при высоком содержании ценного ком-
понента в руде. В настоящее время метод
применяется для сепарации железных руд
[50].
Нейтроино- абсорбционный
метод основан на различии в ослаблении
веществами потока тепловых нейтронов в ре-
зультате захвата, рассеяния и замедления
нейтронов ядрами химических элементов,
причем первый из этвх процессов является
основным. Этот метод можно применять к по-
лезным ископаемым, содержащим химические
элементы, обладающие способностью резо-
нансного поглощения нейтронов, в частности
к рудам бора различных типов [50]. В этом
случае ослабление нейтронного потока про-
исходит в результате ядерной реакции 'gB 4-
+ *-► gLi + Эффективное сече-
ние этой реакции для естественной смеси
изотопов бора 750 барн, а нейтронных реак-
ций с породообразующими минералами в де-
сятки — сотни раз ниже. Благодаря этому
куски руды, содержащие бор, ослабляют па-
дающий на иих поток нейтронов значительно
сильней, чем куски породы. Для облучения
кусков руды используются плутониево-берил-
лиевый или полониево-бериллиевый источ-
ники (первый — долгоживущий). Активность
источника обычно составляет порядка 10е
нейтронов/с. Для регистрации нейтронов,
прошедших через куски руды, используется
сцинтилляционный детектор.
Рис. 1.8. Одноканальный ленточный авторадио-
метрическнй сепаратор с электромеханическим
сортирующим механизмом шиберного типа
§ 3. Аппаратура для
радиометрического обогащения руд
Несмотря на разнообразие радиометрических
процессов в конструкции и работе различных
сепараторов много общего.
На сепараторах последовательно автомати-
чески осуществляются следующие операции;
формирование потока руды и подача его
в зону облучения; облучение, регистрация и
оценка вторичного излучения и, наконец,
разделение по этому признаку руды на про-
дукты, различающиеся по содержанию ценных
компонентов или вещественному составу.
Радиометрический сепаратор включает
в себя питатель, конвейер, узел облучения,
радиометр (датчик с блоком управления) и
разделительное устройство. В некоторых
сепараторах отдельные узлы объединяются
ли вообще отсутствуют.
Сепараторы для эмиссионных методов
Одноканальный ленточный
авторадиометрический сепа-
ратор с электромеханическим сортирую-
жнм механизмом шиберного типа (рис. 1.8)
[49] включает ленточный конвейер 1, пере-
нцающий руду к разделяющему шиберному
механизму 3. Радиометр 6, датчик 2 которого
помещается в концевом барабане конвейера,
регистрирует гамма-излучение руды (5 —
экран). Когда интенсивность гамма-излуче-
жжя кусков руды, прошедших над датчиком,
выше установленной граничной интенсив-
ности, включается электромагнит 4, который
ловорачивает шибер и открывает желоб для
концентрата. Материал с интенсивностью
гамма-излучения ниже граничной направля-
ется в желоб для хвостов.
Многоканальные ленточные
сепараторы имеют несколько датчиков
к разделяющих механизмов, что дает возмож-
яость обрабатывать одновременно руды на
«скольких параллельных потоках. Датчик
в совокупности с разделяющим механизмом
образует самостоятельный рудосортирующий
канал [49].
Авторадиометрически и се-
паратор КН с автоматической коррек-
цией массы кусков [49] работает следующим
образом. Виброжелоб подает куски руды из
конический питатель, при вращении которого
они выстраиваются в ряд и попадают на корот-
кий ленточный конвейер, откуда, свободно
падая, направляются в зону измерения. Под-
ход куска к датчику фиксируется фотоэлемен-
том. Время затемнения фотоэлемента куском
руды характеризует его размер. Результат
измерения подается в счетную схему радио-
метра для корректировки уровня настройки
сепаратора. Интенсивность излучения куска
измеряется сцинтилляционным датчиком.
В качестве разделяющего устройства исполь-
зуется трехдюзный пневмоклапан, включае-
мый по сигналу радиометра во время прохож-
дения куска перед соплом клапана. Время
дутья клапана зависит от размера куска.
Производительность сепаратора по классу
—200 50 мм достигает 20—50 т/ч при рас-
ходе электроэнергии 3 кВт-ч.
Вибрационный авторадио-
метрический сепаратор с меха-
ническим устройством (рис. 1.9). Руда пода-
ется к датчикам радиометра и сортирующим
механизмам металлическим вибрационным
конвейером, имеющим несколько параллель-
ных желобов. В конце конвейера под каждым
желобом установлены окруженный свинцо-
вым или стальным экраном сцинтилляцион-
ный датчик, регистрирующий гамма-излуче-
ние кусков руды во время их свободного паде-
ния с конвейера, а также разделяющий меха-
низм (шибер, снабженный электромагнитным
приводом). Руда разделяется пневматическим
механизмом. Достоинство сепаратора — вы-
сокая производительность, недостаток — не-
значительная экспозиция кусков руды над
датчиком и ненадежная экранировка сцинтил-
ляционных кристаллов, что обусловливает
повышенную чувствительность датчика к ну-
левому фону.
23
Рис. 1.9. Вибрационный авторадиометрический
сепаратор:
1 — вибратор; 2 — многоканальный вибрацион-
ный конвейер; 3 — куски руды; 4 — экран;
5 - шиберный разделяющий механизм; 6 — сцин-
тилляционный датчик в экране; 7 — рама; 8 -
инертная масса для гашения вибраций; 9 — вибро-
изоляторы
Вибрационные радиометрические сепара-
торы требуют тщательной очистки руды от
мелкого материала и тонкой наладки вибро-
системы [49 J.
Разработаны фотонейтронные
сепараторы двух типов РАМБ-300
(вибрационный) и РМБ-100 (ленточный).
В этих сепараторах применяется источник
гамма-излучения изотоп 134Sb и радиометры
РСБ-2 и УСБ-3 со сцинтилляционными дат-
чиками Т-2.
Рентгелорадиометрические
сепараторы ленточного типа с элек-
тромеханическим и пневматическим разде-
ляющими устройствами разработаны для
покускового и поточного режимов. В се-
параторах покускового режима предусмо-
трено устройство для индикации подхода
куска руды и учета его размера. Средняя
производительность сепараторов с поточным
Рис. 1.10, Схема фотолюминесцентного сепара-
тора «Фотон»:
/ — загрузочная воронка; 2 — вибрационный
питатель; 3 - корпус сепаратора; 4 - для
концентрата; 5 — конвейер дли хвостов; 6 —
кварцевая лампа; 7 — линза; й —светофильтр;
9 — датчик; 10 — шибер; 11 — воронка
Рис. 1.11. Схема работы сепаратора, разработан-
ного ЦИИИоловом и Л НПО «Буревестник»
режимом работы — 80 т/ч, с покусковым —
20 т/ч.
Рентгенолюминесцентные
сепараторы [50 ] (в СССР созданы
нескольких типов) применяются в промыш-
ленных условиях для обработки алмазосодер-
жащих руд. Сепаратор ЛС-20 предназначен
для обработки продуктов крупностью 20—8
и 8—4 мм; производительность — соответ-
ственно 20 и 9 т/ч, извлечение алмазов не
менее 99 %. Сепаратор потребляет не более
2 кВт-ч и имеет габариты: аппарата—
1950Х 500Х 2020 мм, радиометра —
560Х 600Х 1360 мм общая масса — около
800 кг. Сепаратор ЛС-50 предназначен для
обработки алмазосодержащей руды круп-
ностью от 50 до 10 мм. Производительность
его для класса 50—20 мм составляет 100 т/ч,
для класса 20—10 мм — 60 т/ч при извлечении
алмазов не менее 99 %. Потребляемая мощ-
ность— не более 4 кВт-ч, габариты —
1980Х 1270X2190 мм, общая масса — 1300 кг.
Рентгенолюминесцентные сепараторы не-
скольких типоразмеров выпускаются фирмой
«Гапсонс Сортекс лимитед» (Великобритания).
Фотолюминесцентный сепа-
ратор «Фотон» (рис. 1.10) приспособлен
для работы в покусковом режиме. В качестве
источника возбуждения люминесценции
используется ультрафиолетовая лампа с фо-
кусирующей линзой из кварцевого стекла,
а детектором света, исходящего от люминес-
цирующего минерала, служит фотоумножи-
тель. Средняя производительность сепара-
тора — 5 т/ч.
Фотометрический сепара-
тор, разработанный ЦНИИолово и НПО
«Буревестник», имеет вибрационный питатель,
подающий руду из бункера; покусковой пи-
татель, расчленяющий поток руды на отдель-
ные куски; ленточный конвейер, подающий
куски руды в оптическую камеру, в которой
находится система из трех осветителей и трех
фотоэлементов. Сортирующее устройство
выполнено в виде пневматического клапана.
На этом сепараторе обрабатываются руды
крупностью от 150 до 35 мм, предварительно
разделенные на два класса.
Схема работы сепаратора показана на
рис. 1.11. Кусок руды, попадающий в опти-
ческую камеру, освещается лучом поляризо-
ванного света, сформированным лампой на-
каливания /, зеркалом 2, диафрагмой 3 и
24
поляроидом 4. Отраженный от куска руды
рассеянный луч света проходит через поля-
роид 5, объектив 6, отверстие 7 во вращаю-
щемся сканирующем диске 8, конденсор 9
и регистрируется датчиком 10, откуда сигнал
поступает на блок усиления и дискриминации
11, блок управления 12 и далее на усилитель
мощности 13, управляющий пневмоклапаном
14. Для синхронизации работы датчика и
пневмоклапана имеется канал 15, фиксирую-
щий поступление куска руды.
Характеристика сепаратора
Производительность сепаратора по
классу —120 Н-75 мм, т/ч........... 20
Резрешающая способность, мм . . , 4
Расход сжатого воздуха, м3/мин . . 6—8
Потребляемая мощность, кВт ... 8
Трехканальиый фотометри-
ческий сепаратор «Кварц» имеет
вибрационный питатель для подачи руды
в измерительные камеры. В них установлены
по два осветителя и четыре датчика, собран-
ных на фотоэлектронных умножителях. Сор-
тирующий механизм представляет собой за-
слонку, приводимую в движение электро-
магнитом. Сепаратор работает на основе
фиксации света, отраженного от общей по-
верхности куска.
Фотометрические сепара-
торы фирмы «Гансоне Сортекс
лнмитед» [54] различных типов [в основ-
ном ленточные, оборудованные вибрацион-
ными питателями (рис. 1.12, табл. 1.8)]
получили довольно широкое распространение
для обработки материала различной круп-
ности (от 3 до 150 мм).
Интенсивность отраженного света измеря-
ется в условиях свободного падения кусков
полезного ископаемого. В качестве сорти-
рующего механизма используются пневмати-
ческие клапаны, скорость срабатывания кото-
рых тем больше, чем мельче обрабатываемый
класс. В сепараторах, приспособленных для
обработки классов —20 мм, она достигает
200 раз в 1 с.
Фотометрический сепара-
тор с лазерным источником
Fwc. 1.12. Схемы фотометрических сепараторов
фирмы «Сортекс»:
- — 81i-M: 1 — бункер; 2 — вибрационный пи-
птель; ,3 — брызгала; 4 — выравнивающий диск;
5 - выравнивающие ленты; 6 — конвейер; 7 —
оптическая камера; 8 — воздушный клапан; 9 —
разделяющая плита; ГО — отделенный поток;
11 — главный поток; б — 711-М: 1 — внбраци-
<-«ный питатель; 2 — брызгала; 3 — ускоряющий
желоб; 4 — выравнивающий диск; 5 — конвейер;
т — дренаж; 7 — оптическая камера с внешним
освещением; 8 — наблюдательная камера; 9 --
воздушный резервуар; 10 — подача сжатого воз-
духа; 11 — разделяющая плнта; 12 — отраж ен-
>ый поток; 13 — главный поток; в — 621-М:
— питатель; 2 — вибратор; 3 — конусообразная
«ромка питателя; 4 — желобчатый ленточный
конвейер; 5 — фоновая пластида; 6 — блок фото-
элемента; 7 — лампа; 8 — разделитель продуктов;
— подача сжатого воздуха; 10 — воздушный
лапан
света «Модель 16» (рис. 1.13) разработан
двумя фирмами —«Ор Сортер» и «Голдфилс».
Применение лазерного источника света, ма-
лоинерционной сканирующей системы в виде
быстро вращающегося многогранного зер-
кального барабана позволило обрабатывать
руду, расположенную разреженным моно-
слоем шириной 800 мм на быстродвижущейся
25
Таблица 1.8
Характеристика фотометрических сепараторов фирмы «Гансоне Сортекс Лимитед»
Тип сепаратора
Параметры 811 712 71 1 101 м 621 МД 962 МВ 962 М
Габариты, м: высота 4,3 2.6 2,7 2,3 1,8 1,8 1,7
ширина 4,3 2,3 1,7 1,2 0,8 1,4 0,8
длина 7,8 6,1 3,7 3,1 1,6 1,5 1,4
Крупность обра- — 150+50 —75 +35 —50 +20 —35 +15 —20 +6 —15 +5 —10 +з
батываемого мате- риала, мм Число каналов 1 I 1 I 2 6
Производитель- 40—20 12—8 8—2 3—1,5 1,5—0,5 3—1 3—05
ность, т/ч Потребляемая 12 5 3 3 1,3 3 1,5
мощность, кВт Давление возду- 0,56 0,56 0,56 0,56 0,4 0,42 0,3
ха, МПа Расход воздуха, 8—11 3—5 1,4—2,8 0,6—1,5 0,4 1 0,3
М3/мин Масса сепаратора, т 5,8 2,3 0,9 0,9 0,5 0,7 0,3
ленте. Для создания такого монослоя исполь-
зуется специальная система питания, состоя-
щая из двух последовательно установленных
вибропитателей и наклонного лотка, выпол-
ненного из материала с очень низким коэффи-
циентом трения.
Такая система обеспечивает стабильное
положение кусков руды на ленте, движущейся
со скоростью 4 м/с, что позволяет сканировать
лучом поверхность ленты через 2 мм при
высокой производительности сепаратора.
В электронном блоке управления кроме
обычных его функций также определяются
размер кусков и их положение в монослое,
что дает возможность правильно выделить
куски в соответствующий продукт. Пневма-
тическое разделяющее устройство состоит из
клапанов (от 40 до 80 шт, — в зависимости от
крупности обрабатываемого материала), рас-
положенных поперек движения монослоя.
Работа сепараторов контролируется компью-
терами.
Характеристика сепаратора «Модель 16»
Высота, м ......................4,4
Площадь, занимаемая сепарато-
ром, ма........................46,8
Производительность по классам, т/ч:
—45 + 20 мм ................. 40
—80 + 45 мм ................. 80
— 150 +80 мм ......... 140
Расход электроэнергии, кВт-ч/т . . 1
Расход сжатого воздуха, м3 на 1 т
выделяемого материала ...... 42,0
Рис. 1.13. Фэто гастрический сепаратор «Модель 16*
26
Сепараторы для абсорбционных
Радиометрических методов
Г амма-абсорбциоиный сепа-
ратор РС-2Ж ленточного типа, двухка-
нальный с электромеханическим раздели-
тельным устройством работает в условиях
покускового режима. Источником гамма-излу-
чения является изотоп 109Cd мощностью
10 мКи, расположенный над датчиком, поме-
щенным в головке барабана конвейера. При
прохождении над датчиком куска руды интен-
сивность гамма-излучения источника в той
или иной степени ослабляется и сравнивается
в радиометре с заданной пороговой величиной,
при достижении которой разделяющее устрой-
ство направляет куски руды в тот или иной
продукт.
Характеристика сепаратора РС-2Ж
Высота, м ....................... 2,35
Площадь, занимаемая сепаратором,
м2 .................................1,44
Производительность по классу —200
—100 мм, т/ч.....................20—25
Потребляемая мощность, кВт ... 1,7
Масса, т. . ....................... 0,9
Рис. 1.14. Схема радиометрической контрольной
станции для ноавтомашинной сортировки руды:
1 — Детекторы; 2 — пульт управления; 3 - весы
Нейтрон но - абсорбционные
сепараторы по принципу работы в ос-
аовном аналогичны описанному выше гамма-
абсорбционному сепаратору. Отличие заклю-
чается в источнике облучения (в рассматривае-
мых сепараторах используются импульсные
источники нейтронов) и в применении замед-
лителей нейтронов — парафина или воды
[50].
Радиометрические контрольные станции
<РКС)
Авторадиометрические кон'
трольные станции предназначены
для крупнопорциоиной сортировки есте-
ственно-радиоактивных руд [49, 62]. Напри-
мер, вагонетку с рудой помещают между
датчиками радиометра, регистрирующими
интенсивность гамма-излучения, или для из-
мерения радиоактивности руды в автосамосва-
лах датчики радиометра располагают над
кузовом автомашины (рис. I.I4). Результаты
измерения могут передаваться на исполни-
тельные механизмы, переводящие стрелки
рельсовых путей или включающие семафор
перед автомашинами.
Существуют также устройства, осуществ-
ляющие экспресс-измерение радиоактивности
в движущихся вагонетках, ковшах экскавато-
ров и кузовах погрузочных машин (табл. 1.9).
Фотонейтрон пая контроль-
ная станция РКС-2Б, применяемая
для крупнопорциоиной сортировки бериллие-
вой руды в вагонетках [62, 80] (для возбуж-
дения ядерной реакции используется изотоп
124Sb), оборудована контейнерами с 4—
6 гамма-источниками (суммарная активность
12 г-эквРа), 36 датчиками СНМ-П или
СНМ-18, радиометром, автоматической систе-
мой управления, а также внешней биологи-
ческой защитой, системой блокировки и
сигнализации.
Источники гамма-излучения и датчики
нейтронов в узле измерения располагаются
симметрично по бокам сторон вагонетки. Про-
должительность измерения—до I мин.
Нейтронно-активационная
контрольная станция применя-
Таблица 1.9
Характеристика радиометров для крупнопорциоиной сортировки
естествен ио* радиоактивных руд
Тип радиометра Индикация Обмеряемые емкости
СТ-2 «Старт» СРК-2 «Шифр» УРКС КР-ЗЛ1, КР-2 Стрелочная, световое табло ПересчетныЙ прибор и цифропечата- ющее устройство ПересчетныЙ прибор ПП-8 Стрелочная Вагонетка, самосвалы, в агоны То же » Ковши экскаваторов
27
Рис. 1.15. Схема нейтронно-активационной кон*
трольной станции
60 с. Результаты фиксируются блоком изме-
рения 10. Затем толкатель отходит, и уста-
новка возвращается в исходное состояние.
После окончания измерения интенсивность
искусственной радиоактивности составляет
всего 2 % начальной-
Рентгенорадиометрическая
контрольная станция (РКС) для крупно-
порционной сортировки оловянных руд
создана на основе применения полупро-
водниковых датчиков с использованием та-
кой же системы первичного облучения руды и
регистрации рентгеновского излучения, что
и при рентгенорадиометрической сепарации.
Вагонетка с рудой останавливается под бло-
ком облучения — детектирования, подвешен-
ным на высоте 30—50 см над уровнем руды, и
происходит определение содержания олова.
Блок управления направляется с помощью
исполнительных механизмов вагонетки на
разгрузку в соответствующий продукт. Про-
изводительность станции — до 300 т/ч [26].
ется для крупнопорционной сортировки флюо-
ритовых руд (рис. 1.15).
Установка работает автоматически следую-
щим образом. В исходном положении поло-
ниево-бериллиевый источник нейтронов 1
находится в металлической трубке 2, закопан-
ной в грунт и заполненной водой для защиты
от излучения. В момент, когда вагонетка
с рудой 3 останавливается возле установки,
включается электродвигатель и трос 4, пере-
кинутый через блок 5, поднимает (накручи-
ваясь на барабан б) источник до уровня ваго-
нетки . Затем толкатель 7, управляемый
электромагнитом 8, прижимает источник
к стенке вагонетки и в течение заданного вре-
мени (60 с) происходит активация руды.
После окончания активации толкатель
отходит, включается электродвигатель, вра-
щающий на этот раз барабан в обратную сто-
рону, и источник опускается в трубу с водой.
На место источника становится укрепленный
на том же тросе детектор излучения 9, кото-
рый, в свою очередь, прижимается толкателем
к стенке вагонетки. С этого момента начина-
ется регистрация гамма-излучения наведен-
ной радиоактивности. Время измерения —
§ 4. Практика обогащения руд
радиометрическими методами
Авторадиометрическое обо-
гащение (радиометрическая сортировка и
радиометрическая сепарация) отличается
высокой селективностью и является основным
способом обогащения урановых руд (рис. 1.16).
Радиометрическая сортировка на РКС позво-
ляет выделить из горной массы 24—45 %
пустой породы, в результате чего содержание
ценного компонента повышается в 1,2—1,4
раза. Технологические показатели радио-
метрического обогащения урановых руд Ка-
нады и Франции на ленточном сепараторе со
сцинтилляционным детектором приведены
в табл. 1.10.
ФотонеЙтронное обогаще-
ние бериллиевых руд осуществляется сор-
тировкой на РКС вагонеток с рудой, обработ-
кой руд на радиометрических сепараторах
в покусковом режиме. При сортировке бедных
бериллиевых руд из них, кроме отвальных
хвостов, выделяется некондиционная руда,
направляемая на хранение (табл. 1.11).
Таблица 1.10
Показатели (%) радиометрического обогащения на ленточном сепараторе со сцинтилляционным
детектором
Продукт Установка в Оттаве (Канада) Установка в Бессине (Франции)
Выход Содер- жание урана Извле- чение урана Выход Содер- жание урана Извлече- ние урана
Концентрат 27 0,15 80 85,8 0,29 99,3
Хвосты 73 0,01 20 14,2 0,01 0,7
Исходный (класс --J-38 мм) 100 0,05 100 100 0,25 100
Концентрат — — 83,5 0,17 98,8
Хвосты —- — — 16,5 0,01 1,2
Исходный (класс -|7б мм) — — —- 100 0,14 100
28
Таблица I.И
Технологические показатели (%)
фотонейтронной сортировки бедных
бериллиевых руд [62]
Продукт Вы - ход Извле- чение Be
Обогащенный 60 91
Некондиционная руда 20 6,9
Отвальный 20 2,1
Г1рная масса~500мм
+
Сортировка на РКС
Некондици-
yiopoda онная
| < руда
. Рядовая
товарная
руда
Бога
тая
мруда
_ На переработку
.Дробление до 250мм
Грохочение
\~25д+25мм
Промывка
\Шлам
-25мм
Обогащенный в результате сортировки про-
дукт подается на грохочение, а материал
крупностью -{-25 мм — на фотонейтронную
сепарацию (табл. 1-12), позволяющую на
25—40 % сократить объем руды, поступаю-
щей на дробление, измельчение и флотацию.
Общее извлечение бериллия повысилось на
2—3 % (табл. 1.13).
Нейтронно-активационная
крупнопорционная сортировка флюоритовых
руд позволила выделить в отвал без предвари-
тельного дробления, измельчения и флотации
хвосты с низким содержанием флюорита (при
выходе их примерно 20—25 %).
Рентгенорадиометрическое
обогащение оловянных руд (крупнопорцион-
зая сортировка оловянных руд, загруженных
в автомашины и вагонетки) впервые было осу-
яествлено иа Хрустальнеиском горно-обога-
тительном комбинате. С помощью серийно
выпускаемого радиометра РРША в сочетании
с пересчетными приборами руда разделялась
sa пустую породу (содержание олова менее
0.1 %), некондиционную руду (содержание
олова в пределах от 0,1 до 0,18 %) и конди-
ционную руду. Экономический эффект со-
ставил около 600 тыс. руб. в год [70].
Применение на одном из предприятий для
сортировки и сепарации оловянных руд
рентгенорадиометрических установок с полу-
проводниковыми детекторами позволило на-
правлять в отвал без дробления и измельчения
большую часть пустой породы. Это обеспечило
рентабельное использование месторождения
бедных и труднообогатимых оловянных руд
[26[.
Рентгенолюминесцентная
сепарация нашла широкое применение при
обогащении алмазосодержащих руд, являясь,
Таблица 1.12
Сгущение^ и сушка
Грохочение
CZSO+ZOm^SO+SOmm 'П5рй25мм
Радиометрическая репарация
Хвосты (Хвосты ^Хвосты
кон цен-
Концек-
\mpam \mpaoi \mpam
Кмцел-
ттвал'
1
Обогащенный
продукт
(на переработку)
Рис. 1.16. Принципиальная технологическая схема
радиометрического обогащения полезных ископа-
емых
по существу главным обогатительным процес-
сом, используемым в качестве основной и
доводочной операций. Замена гравитацион-
ных процессов рентгенолюминесцентной сепа-
рацией позволила значительно снизить себе-
стоимость обогащения этих руд, более ра-
ционально использовать производственную
площадь и, главное, — уменьшить потери
алмазов с хвостами. Извлечение алмазов из
руды при этом составило около 99 %, а сте-
пень концентрации — более 10® раз. Приме-
нение этого процесса повысило извлечение
алмазов, технико-экономические показатели
предприятий и улучшило условия труда.
Осваивается сепарация флюоритовых руд
рентгенолюминесцентными методами, позво-
ляющими в покусковом режиме выделять
хвосты, содержащие менее 2 % флюорита при
их выходе 30—40 % массы руды, поступаю-
щей на сепарацию.
Теквологнческие показатели (%) фотонейтрон ной сепарации проб различных бериллиевых руд
Продукт Гентгельвиновая руда Фенакит-бентрандитовая руда
Выход Содержание ВеО Извлечение ВеО ’ Выход Содержание ВеО Извлечение ВеО ! 1
от кллс* са +25 мм от РУДн от клас- са +25 мм от РУДЫ
Хвосты 63,3 40 0,02 2,1 55,4 25,8 0,037 2,6
Направляемый на флотацию — 60 0,60 97,9 — 74,2 1,15 97,4
29
Таблица 1.13
Таблица 1.15
Технологические показатели (%) обогащения
проб бериллиевых руд с предварительным
фотонейтронным обогащением (технология А)
и без него (технология Б)
Тип руды Технология Содержание ВеО Извлечение ВеО В концентрат
в руде в кон- центрате X nJ О ей to
Гентгельви- А 0,37 5,5 0,03 92,1
новая Б 0,42 5,17 0,05 90,1
Фенакит- А 0,80 10,8 0,14 83,0
бентрандито- вая Б 0,77 9,6 0,16 80,0
Фотолюминесцентное обога-
щение крупновкрапленных флюоритовых руд
на сепараторе «Фотон» обеспечивает выделе-
ние хвостов с содержанием флюорита 1—3 %
при их выходе 30—45 %. Значительно хуже
обогащаются этим способом тонковкраплен-
ные флюоритовые руды, особенно при повы-
шенном содержании в них кальцита.
За рубежом фотолюминесцентная сепарация
успешно применена для обогащения шеели-
товых руд. В Австралии на месторождении
«Кинг Йслапд» на сепараторе со сканирующей
системой обзора достигнуты устойчивые высо-
кие технологические показатели сепарации:
выход хвостов — 50 % (поступающей на се-
парацию руды), а содержание в них шеели-
та — 0,1 %, т. е. меньше, чем в хвостах, полу-
чаемых при флотации тонкоизмельченной
руды. В итоге достигнуто суммарное извлече-
ние шеелита в концентрат 98 %.
Фотометрическая сепарация зо-
лотосодержащих руд осуществляется в сепа-
раторах различных конструкций. В СССР на
обогатительной установке, оборудованной
сепараторами «Кварц», обрабатывают руду
Технологические показатели
фотометрической сепарации золотосодержащей
руды на сепараторе «Сортекс»
Продукт Выход, % Содержа- ние зо- лота, г/т Распре- деление золота, %
Концентрат: 85,8
первичный 44,0 11,9
вторичный 21,8 3,6 12,9
Хвосты 34,2 0,2 1,3
Исходная проба 100 6,1 100
крупностью —100 4-75 и —75 4“50 мм*
Средний выход хвостов составляет 20,4 %
при содержании в них золота 0,6 г/т и серебра
5,5 г/т. Производительность установки —
12—14 т/ч. При испытании сепарации руд
с более низким и с более высоким содержа-
нием золота получены результаты, приведен-
ные в табл. 1.14.
В ЮАР при фотометрической сепарации
золотосодержащих руд с помощью сепарато-
ров «Сортекс» были получены результаты,
приведенные в табл. 1.15.
Фотометрическая сепарация используется
и для предварительного обогащения очень
убогих золотосодержащих руд и даже хвостов
ручной рудоразборки. На руднике Доорн-
фонтейн (ЮАР) хвосты ручной рудоразборки
обрабатывались на фотометрическом сепара-
торе «Модель 13» с лазер но-ска ни рующей
оптической системой. За год переработано
200 тыс. т хвостов, из которых извлечено
300 кг золота. Затраты на фотометрическую
установку окупились за шесть месяцев.
Хорошие результаты достигнуты при обога-
щении очень убогих золотосодержащих руд
на сепараторе «Сортекс-621». Пробы руды
(содержание золота — ниже 1 r/т) взяты из
штокверкового оруденения, в котором золото
связано с кварц-карбонатными прожилками
Таблица 1.14
Технологические показатели обогащения золотосодержащей руды на сепараторах «Кварц»
Про- Продукт Класс 75 — 50 мм Класс 50--30 мм
Выход. % Содер- жание золота, г/т Извлече- ние зо- лота, % Выход, 0/ /0 Содержа- ние золо- та, г/т Извлече- ние зо- лота, %
1 Концентрат 56,7 2,0 83,5 46,4 3,2 77,6
Хвосты 43,3 0,5 16,5 53,6 0,8 22,4
Исходная проба 100 1,3 100 100 1,9 100
2 Концентрат 49,4 28,6 94,9 48,8 30,5 95,4
Хвосты 50,6 1,5 5,1 51,2 1.4 4,6
Исходная проба 100 14,9 100 100 15,6 100
30
Таблица 1.16
Технологические показатели
фотометрической сепарации убогих
золотосодержащих руд [50]
Проба Продукт Выход, % Содержание золота, г/т Извлечение золота, %
А Обогащенный Хвосты Исходная проба 5,6 94,4 100 7,3 0,13 0,53 76,42 23,58 100
Б Обогащенный Хвосты Исходная проба 8,47 91,53 100 7,56 0,14 0,77 83,5 16,5 100
В Обогащенный Хвосты Исходная проба 19,77 80,23 100 4,15 0,15 0,94 87,12 12,88 100
5=лого цвета мощностью 2—20 мм. Безрудные
вмещающие породы — габбро темного цвета.
..«ртученные продукты пригодны для извле-
=?еня из них золота (табл. 1.16).
Фотометрическая сепарация может быть
*-~ользована как основная операция при
збсгащении крупных классов окисно-карбо-
ьгтиых марганцевых руд. При полупромыш-
ж=дых испытаниях таких руд Никопольского
жсторождевия замена гравитационного про-
тисса фотометрической сепарацией для кусков
жхусностью 4-5 мм обеспечила повышение
Егчества и выхода основного продукта и
уменьшение потерь марганца с хвостами.
Абсолютное и относительное повышение
технологических показателей (%) обогащения
жжено-карбонатных руд при включении в
технологию фотометрической сепарации
Абсо- Относя-
лготное тельное
/ эеличение выхода кон-
1к=трата I сорта 6,2 55,3
Увеличение содержания
•г в концентрате . . . 1,5 3,2
Уменьшение потерь мар-
тггда.................... 4,5 21,1
~ помощью фотометрической сепарации
утешно обрабатываются различные неметал-
лдлескне ископаемые. Особенно большие воз-
можности открыло применение лазерного ис-
ткнвка света. На обогатительной фабрике
ттхняка «Еракини» (Греция) фотометрически-
ми сепараторами «Модель 16» обогащают маг-
«эито-сер пентиновую руду, содержащую
20% магнезита и 80% серпентина и обогащав-
кухся ранее с помощью рудоразборки (при
жхм использовался только класс руды
—S3 мм и около половины добытой руды
тис в отвал).
Фотометрическая сепарация позволила
□ажггть крупность используемой руды до
—12 мм, что увеличило долю используемой
тузы до 72 %. На фотометрическую сепара-
цию направляют классы руды —140 4-80,
—80 _]—45* —45 -]-25 и —25 4-12 мм-
Магнезитовые концентраты содержат 92—
93 % магнезита, а после повторной пере-
чистки — 98—99 %. В серпентиновом про-
дукте содержится 6—8 % магнезита. При
работе только одного сепаратора стоимость
фотометрической сепарации 1 т руды несколь-
ко выше — 0,62 долл, (без учета расходов на
сжатый воздух). Расходы на сжатый воздух
составляют 0,13 долл, на 1 т выделяемого из
руды продукта.
На сепараторе «Сортекс» испытана воз-
можность получения из доломитов Шелков-
ского месторождения продукта, пригодного
для изготовления высококачественных огне-
упоров, удовлетворяющего техническим усло-
виям УМГУ 8:22—67: содержание не менее
19 % MgO, не более 33 % СаО, до 1,3 % SiO3
и до 2 % полуторных окислов. Фотометри-
ческая сепарация обеспечила получение высо-
кокачественного доломитового продукта
(табл. 1.17).
Результаты фотометрической сепарации
различных неметаллических полезных иско-
паемых, полученныена сепараторах «Сортекс»,
приводятся ниже.
При обработке барита крупностью —16
4-9,5 мм с содержанием BaSO4 64,9 % выде-
лен высокосортный белый барит (концентрат
1, выход 29,2 %, содержание BaSO4 95,2 %,
извлечение 45,9 %) и тускло-желтый барит
(концентрат 2, выход 21,1 %, содержание
BaSO4 91,1 %, извлечение 29,8 %).
Из хвостов отвалов рудника ОджбуэЙ
(Великобритания), содержащих белую камен-
ную соль в смеси с ангидритом черно-желтого
цвета, при содержании галита 60 % получили
концентрат с содержанием 99,98 % раство-
римых солей при извлечении чистой каменной
соли 80 %.
Известняк месторождения Ньюэйла (США)
крупностью 6,3 мм обогащался на основе
различий цветов — серой и голубой разновид-
ности. Из материала, содержащего 5 %
31
Таблица 1.17
Технологические показатели (%) фотометрической сепарации доломитов Шелковского
месторождения
Продукт Выход Содержание
MgO СаО SiO2 А12оя
Концентрат: 1 сорта 65,1 20,9 30,1 0,91 0,73
II сорта 32,2 19,7 29,4 2,27 1,45
Хвосты 2,7 16,2 24,0 28,8 1,96 1
Исходное сырье 100 20,4 29,7 2,1
Таблица 1.18
Технологические показатели (%) гамма-абсорбциониой сепарации железных руд
Руда Продукт Выход Содер железа жание кремнезема Извлечение железа
А Концентрат Промпродукт Исходная руда 69,7 30,3 100 59,4 20,8 47,7 8,2 22,1 36,8 13,2 100
Б Концентрат Промпродукт Исходная руда 76,1 23,9 100 60,5 29,9 52,7 6,9 16,4 87,3 12,7 100
В Концентрат Промпродукт Исходная руда 81,3 18,7 100 62,1 29,2 55,9 4,9 12,5 90,3 9,7 100
Таблица 1,19
Технологические показатели (%) обогащения бедных борных руд с применением нейтронно-
абсорбционной сепарация (технология Л) и без нее (технология Б)
Руда Техно- логия Продукт Выход Содержание Изялече - нне В 2Оз
вйоэ СаСО,
Датолит-гр а- натовая А Концентрат Хвосты: сепарации флотации Исходная проба 28,4 31,0 40,6 100 15,4 1,3 1,3 5,3 9,2 21,9 8,4 12,8 82,4 7,6 10 100
Б Концентрат Хвосты флотации Исходная проба 28,7 71,3 100 14,2 1,7 5,3 16,8 11,3 12,8 77 23 100
Датолит-ги- зенгеритовая А Концентрат Хвосты: сепарации флотации Исходная проба 40,2 24,0 35,8 100 17 1,5 3 8,3 8,0 36,1 15,2 17 82,5 4,4 13,1 100
Б Концентрат Хвосты флотации Исходная проба 40,2 59,8 100 15,9 3,2 8,3 11 21 17 76,8 23,2 100
32
магнезии, получен материал с содержанием
ее 2,6 % при эффективности сепарации 80 %.
Г амма-абсорбц ионный про-
цесс внедряется в промышленность для обога-
щения крупнокусковой железной руды для
получения «мартеновских» руд [50]. Резуль-
таты обогащения железной руды на сепараторе
РС-2Ж приведены в табл. 1.18.
Нейтронно-абсорбционный
процесс наиболее эффективен при обогащении
бедных борных руд (табл. 1.19). При этом из
крайне убогих руд получаются продукты
с промышленным содержанием бора и резко
сниженным содержанием карбонатов каль-
ция, затрудняющих флотацию руд и являю-
щихся вредной примесью в борных концентра-
тах. Включение в технологию обогащения руд
бора нейтронно-абсорбционной сепарации не
только позволило без дробления и измельче-
ния отделить пустую породу в количестве
25—30 % массы руды, но и увеличить абсо-
лютное извлечение бора в концентрат на
5—6 % и повысить качество концентрата.
Глава 3
Избирательное дробление,
измельчение, истирание
и специальные методы
раскрытия минералов
§ 1. Теоретические основы
При избирательном раскрытии минералов
используются различия в прочностных особен-
ностях рудообразующих компонентов.
Основная задача, решаемая при избиратель-
ном раскрытии минералов, — отделение кри-
сталлов и зерен полезных компонентов от
породы без нарушения их целостности и с со-
блюдением заданной крупности [69].
В основу теоретической модели раскрытия
минералов положены представления о разру-
шении полиминерал ьных кристаллических
агрегатов, гипотеза Гриффитса о трещино-
образовании, механо-химическая теория
Ребиндера.
Характер разрушения — транскристаллит-
ный (внутризерновой) или интеркристаллит-
ный (межзерновой) — зависит от внешних
факторов и прочностных особенностей мине-
ральных компонентов руды (и их зон сраста-
ния) и определяется поверхностно-объемными
нарушениями (дефектами их кристалличе-
ской решетки) и нарушениями периодичности
"оуктуры.
Действие внешних нагрузок может псре-
Ктщзть эти дефекты из одного участка в дру-
гой. приводить к скоплению дефектов у раз-
-С2ЧН0Г0 рода препятствий (примесные атомы,
точечные дефекты, нарушения периодичности
структуры).
Природная дефектность кристаллической
решетки минералов обусловлена особенно-
стями генезиса горных пород, а также после-
дующего их метаморфизма. На границе сра-
стания кристаллов разных минералов суще-
ствует несоответствие параметров их кристал-
лической решетки и могут возникать местные
напряжения, при определенной величине
которых образуются зародышевые микро-
трещины, развивающиеся под воздействием
деформационных нагрузок в магистральные
макротрещины.
Этот процесс во многом определяется интен-
сивностью, продолжительностью и частотой
растягивающих и сдвиговых деформационных
нагрузок (сжимающие нагрузки обычно спо-
собствуют релаксации микротрещин). При
этом известная роль в разрушении может
принадлежать адсорбции поверхностно-актив-
ных веществ (ПАВ) вновь вскрытыми свобод-
ными поверхностями. Указанное представля-
ется более перспективным для случаев сухого
разрушения горных пород, так как при мок-
ром процессе применение ПАВ не дает какого-
либо существенного эффекта.
В кусках руды может быть несколько зон,
насыщенных зародышевыми природными
микротрещинами. Для обеспечения избира-
тельности разрушения нагрузка на материал
должна обеспечивать развитие в заданной зоне
микротрещин в макротрещипу. При этом не-
достаточная нагрузка не приведет к раскры-
тию, а избыточная может привести к разруше-
нию кусков руды в других зонах.
В реальных сростках зачастую обнаружи-
ваются упрочненные, по сравнению с мате-
риалом рудообразующих компонентов, зоны
срастания, не предусматриваемые теоретиче-
ской моделью. Если доля подобных упрочнен-
ных зон превышает предельную величину,
требуемая избирательность раскрытия не
обеспечивается, в связи с чем необходимо
предварительное разупрочнение в зонах кон-
такта рудных и нерудных компонентов благо-
даря созданию в них зародышевых микро-
трещин.
Выбор способов и методов предварительного
разупрочнения определяется физико-механи-
ческими свойствами минеральных компонен-
тов руд.
Возможны несколько путей реализации
этих способов (табл. 1.20). При организации
предварительного разупрочнения мощность
энергетического воздействия на каждый
в отдельности кусок должна быть достаточной
лишь для образования микротрещин в зоне
контакта. Для этого пригодны многократные
малые по величине импульсы энергии, под
воздействием которых достигается усталост-
ное разупрочнение.
Скорость и частота разупрочпяющих воз-
действий должны быть подобраны таким обра-
зом, чтобы потери энергии на пластическую
деформацию были минимальными (при малых
скоростях потери энергии в рассматриваемом
выше случае) и чтобы была обеспечена
возможность использования механо-хими-
ческого эффекта (интенсификатора трещино-
образования).
< Непосредственное разрушение предвари-
тельно разупрочненных кусков завершает
Заказ 34
33
Таблица 1.20
Характеристика методов и способов предварительного разупрочнения
Вид разупрочняю- щего воздействия Аппаратурное оформ- ление, процесс Область применения данного разупрон- няющего воздействия Примечание 1
Механические пульсирующие на- грузки: Преимущественно — Для ряда аппаратов дезин- теграции свойствен комплекс разупрочняющих воздей-
попеременное Для руд, содер- ствий, например в газоструй-
сжатие-снятие дробильные аппара- жащих компонен- ных мельницах может иметь
нагрузки изменение дав- ления окружаю- щей водной или газовой среды многократные удары кусков руды Друг о Друга Воздействие энер- гией ударных волн: ты ударного дей- ствия Аппараты для осу- ществления предло- жений Дина, Снай- дера, Гросса, час- тично — эффекта Юткина Барабанные мельни- цы самоизмельче- ния, частично удар- ные дробилки, мель- ницы струйного и взрыво-струйного самоизмельчен и я i ты с различными упруго-пластич- । ними свойствами место избирательность раз- рушения в результате изме- нения давления окружающей, водной или газовой среды либо многократных ударов кусков руды друг о друга; в. барабанных мельницах са- моизмельчения — в резуль- тате попеременного сжатия- снятия нагрузки или много- кратных ударов кусков руды друг о друга
в водной среде в газообразной среде Термическая об- работка: в газообразной среде Кавитационная мельница, аппараты электрогидравличе- ского измельчения и элсктроимпульс- ного измельчения Аппараты для осу- ществления предло- жений Снайдера, Гр осса, стр у й ны е мельницы Струйные мельницы, вращающиеся су- шильные барабаны, термические печи Для руд, отдель- ные компоненты которых облада- ют повышенной способностью к разрушению ударными волна- ми Для руд, мине- । ралы которых от- личаются терми- ческими коэффи- циентами измене- ния объема или анизотропией тепловых свойств Электрогидравлическое (волны сжатия, передавае- мые водной средой) и элек- троимпудьсное (волны растя- жения в самом измельчаемом материале) измельчение ве- дется чаще всего до круп- ности —2 мм
нагрев в газооб- Вращающаяся бара- Разрушение при декрипита-
разной среде, охлаждение в . водной или га- зовой среде (де- , крнпитация) банная печь, а за- тем емкость, запол- ненная хладоагентом ! ции происходит в результате; перехода кристаллов по- лезного компонента из од- ной аллотропической ,мо- дификации в другую; испа- рения кристаллизацион- ной воды; различной теплопровод- ности и различия в коэф- фициентах термического расширения
34
Продолжение табл. 1.20
Вид разупрочняю- ц;его воздействия Аппаратурное оформ- ление, процесс Область применения данного разупроч- няющего воздействия Примечание
в водной среде Криогенная об- работка: в газообразной среде Прочие виды воз- действий (при ис- пользовании эф- фектов электро- стрикции, магни- тострикции, элек- трического пробоя Е1? электропрово- дящим поверхно- стям и др.) Подземное растворе- ние серы горячей водой Мельницы сухого из- мельчения при до- полнительной подаче хладоагента Специально разраба- тываемые аппараты Для руд и, глав- ным образом, для материалов, ком- поненты которых при охлаждении теряют вязкие свойства Для руд, мине- ралы которых об- ладают диффе- ренцированной способностью реагировать на перечисленные эффекты
избирательное раскрытие. При его реализа-
ции уровень нагрузок должен быть выше
примененного при предварительном разупроч-
нении и достаточен для разрушения кусков
s зонах концентрации напряжения.
Для разрушения целесообразны комбина-
ции разрывных, сдвиговых или ударно-
Емг.удьсных нагрузок.
§ 2. Способы и практика
избирательного раскрытия
Избирательное раскрытие минералов при
д.:-эбленпи осуществляется главным образом
з дгобплках ударного действия (молотковых,
лтторных и т. п.), при измельчении — в бара-
банных мельницах (стержневых, шаровых,
лзмоизмельчения) и в струйных; использу-
ется также аппараты, действие которых
:<СЕ?вано на применении Электрогидравличе-
сх:го эффекта, электрических импульсов,
знакопеременных (растягивающих, сжимаю-
х?х. сдвиговых) нагрузок, взрывного и
: ^зоструйного самоизмельчения (предло-
лечия Гросса и Снайдера).
Для истирания (оттирки) применя-
ется барабанные шаровые мельницы, рабо-
"т+ттцие при пониженной частоте вращения,
мельницы самоизмельчения с уменьшенными
дзфгерными выступами, мельницы-мешалки,
:~т?:?очные скрубберы, мельницы струйного
ам: измельчения, ультразвуковые уста-
193].
Ссобо следует выделить случаи, когда
ттднын материал представлен слабосцементи-
тсванными пустой породой конгломератами
либо когда частицы полезных компонентов
покрыты пленками или примазками, отрица-
тельно влияющими на результаты последую-
щей обработки. При этом разрушающие
усилия подбирают таким образом, чтобы
развиваемые напряжения (разрывные или
сдвиговые) действовали лишь в поверхност-
ной зоне кусков. В результате пленки и
«цемент» разрушаются, а примазки отделя-
ются, крупность частиц же полезных компо-
нентов существенно не изменяется. Например,
для избирательного истирания стекольных
песков (оттирки с поверхности зерен кварца
пленок гидроокиси железа — «ржавчины» и
других примазок) используют оттирочный
скруббер пропеллерного типа (рис. 1.17).
Интенсивная циркуляция пульпы и взаим-
ное трение частиц друг о друга происходят
Рис. 1.17. Оттирочный скруббер пропеллерного
типа:
I — загрузочная воронка; 2,3 — резиновые ло-
пасти; 4 — вал; 5 — гуммированный цилиндри-
ческий корпус; 6 — подшипник; 7 — разгрузоч-
ное отверстие; S — приводной шкив
35
в результате высокой частоты вращения
вала-ротора (до 500 мин-1). Содержание твер-
дого в пульпе, находящейся в скруббере,
поддерживается в пределах 40—80 %.
При ультразвуковой очистке
поверхности минералов используют уста-
новку, обычно включающую в себя ультразву-
ковую ванну, классифицирующий аппарат и
вспомогательное оборудование (бункер и
питатель для подачи исходного материала,
контактный чаи для приготовления пульпы
и т. п.). Для повышения степени очистки
ультразвуковую обработку с последующей
классификацией проводят в несколько прие-
мов.
Газоструйное с а м о и з мель-
че н и е используют для удаления пленок
с поверхности минералов. При нагревании
происходит предварительное разупрочнение
(растрескивание) пленок благодаря разнице
в коэффициентах термического расширения
материала полезного компонента и пленок.
Окончательно пленки отделяются от зерен
в результате трения между частицами во
встречном потоке газовых струй.
Декрипитация — избирательное
раскрытие, основанное на способности отдель-
ных минералов растрескиваться при нагрева-
нии и последующем быстром охлаждении —
используется для предварительного разупроч-
нения.
Разрушение при декрипитации обуслов-
лено: переходом кристаллов минералов из
одной полиморфной модификации в другую
(с изменением их объема), например, при
температуре выше 846 К а-кварц превраща-
ется в p-кварц, при этом объем руды мгно-
венно увеличивается на 0,82 %; наличием
в н'которых минералах кристаллизационной
воды, которая при нагревании интенсивно
удаляется, что и вызывает сильное внутрен-
нее давление (растягивающие напряжения);
различиями в теплопроводности и коэффи-
циентах термического расширения при изме-
нении температуры, приводящими к сильным
разрывным напряжениям и растрескиванию
минералов (например, при нагреве до 508—
543 К происходит отделение путем растрески-
вания зерен и агрегатов скрытокристалли-
ческого графита от прослоек пустой породы
с пониженной крепостью).
Декрипитация может проводиться в му-
фельных печах при дискретном осуществле-
нии процесса и небольших объемах перераба-
тываемого сырья, в трубчатых вращающихся
и других печах непрерывного действия при
промышленных объемах переработки.
На практике избирательность раскрытия на
первых стадиях обработки рудного сырья
особенно хорошо осуществляют в том случае,
когда отдельные компоненты сырья, будучи
представлены еще круп но к усковым материа-
лом, обладают разнохарактерными прочност-
ными особенностями определяемыми их хими-
ческим составом, генезисам и условиями
последующего метаморфизма. Эту разницу
обычно используют для удаления части пустой
породы или вредных примесей.
Удаление пустой породы
после проведения буровзрыв-
ных работ осуществляется раздельной
экскавацией руды и пустой породы, когда
рудные тела достаточно обособлены от пустой
породы. В ряде случаев при недостаточно
четких границах рудных контуров применя-
ются дополнительные меры. Например, на
одном из отечественных месторождений олово-
содержащих руд на некоторых участках, где
залегают прожилковые руды, после проведе-
ния взрывной отбойки крупные фракции
+80 (100) мм соответствуют по содержанию
олова забалансовым рудам. В связи с этим
непосредственно на борту карьера создана
сезонная промышленная установка, оспашен-
ная колосниковым грохотом. Взорванная гор-
ная масса с помощью экскаваторов подастся
на грохочение, подрешетный продукт грохота
поступает в дробильно-промывочное отделе-
ние фабрики, надрешетный — вместе с выде-
ляемыми при добыче забалансовыми рудами
направляется на склад забалансовых руд.
Введение этой операции позволило по-
высить на 10—20 % относительное содержа-
ние олова в руде, поступающей па фабрику,
Удаление пустой породы и
вредных примесей в цикле
дробления осуществляется на одном из
отечественных горно-обогатительных пред-
приятий, где обрабатываются фосфоритовые
руды. Магнийсодержащие минеральные ком-
поненты, входящие в состав исходной руды,
существенно влияют на качество флотацион-
ного фосфоритового концентрата. Эти компо-
ненты преимущественно концентрируются
в крупных фракциях исходной руды (при
общем содержании MgO в руде 0,8—0,9 %
в классе +50 мм его содержится до 6—7 %).
Для удаления MgO руды после дробления
в щековой н молотковой дробилках направ-
ляют на колосниковый грохот ГИТ-61 А
(с зазорами между колосниками 50 мм),
надрешетный продукт грохота — в отвалы.
В результате соотношение MgO: Р2О5 в пита-
нии флотации снизилось с 0,111 до 0,095—
0,98, благодаря этому повысилось качество
фосфоритового концентрата более чем на
1 %.
Экономический эффект от внедрения такого
способа удаления вредных примесей составил
более 80 тыс. руб.
Возможны и другие способы отделения пу-
стой породы — сухая магнитная сепарация
железных руд слоистой текстуры, тяжелосред-
ное обогащение, радиометрические и фото-
метрические способы при обработке руд
цветных металлов и углей.
Избирательное раскрытие
з е р е я минералов в барабанных
мельницах самоизмсльчения происходит в ре-
зультате усталостно-ударноистирающего
воздействия на обрабатываемый в них мате-
риал. Избирательное разрушение отдельных
разнопрочных компонентов рудного сырья
позволяет произвести последующее разделе-
ние компонентов на ранних стадиях обра-
ботки.
На Лебединской железообогатительной
фабрике из рудной тали, содержащейся в про-
36
дукте разгрузки мельниц ММС-70Х23, с по-
мощью магнитной сепарации удаляют бедные
кварциты. Для сухой магнитной сепарации
используют электромагнитные шкивные се-
параторы ЭШ-120-100 с напряженностью на
поверхности шкива 115,4 кА/м. Сухой магнит-
ной сепарацией выделяется немагнитная фрак-
ция в количестве 2 % исходной руды (при
содержании магнитного железа в ней 3,5 %),
что обеспечивает увеличение производитель-
ности мельниц на 3 % и повышение содержа-
ния железа в концентрате на 0,2 % . Выделяе-
мая галя пригодна для использования в ка-
честве щебня.
При обработке некоторых золотосодержа-
щих руд грохочением продукта разгрузки
мельницы самоизмельчения также удается
долечить надрешетные фракции с отвальным
содержанием полезного компонента.
Избирательное измельче-
ние в струйных мельницах
применяется при обогащении асбеста вместо
используемых на отечественных и зарубежных
асбестообогатительных фабриках механиче-
ских молотковых распушителей, Последние
эед остаточно избирательно раскрывают асбе-
стовые волокна. Для осуществления этого
процесса во ВНИИпроектасбесте разработана
схема (рис. 1.18) дезинтеграции асбестосодер-
жащих промпродуктов с использованием
газоструйной мельницы [73].
Результаты работы за полтора года молот-
ювого распушителя и газоструйной мельницы
□оказали технологическое преимущество по-
следней. Себестоимость самоизмельчения
а газоструйных мельницах снижается прибли-
зительно на 25 %.
Гравитационные цирконовые концентраты
необходимо доводить до заданной крупности
•97 % класса — 0,06 мм) и устранять примеси
«содержание железа в концентрате не должно
тревышать 0,02 %). При решении этой задачи
"□адиционными способами предусматривалось
паровое измельчение (дополнительный прив-
ь;с железа в результате истирания шаров и
Ёутеровки не менее 0,05 %), химическая обра-
бстка для растворения и удаления как «аппа-
ратного», так и природных гидроокисей
кдлеза. представленного тонкими пленками
на поверхности зерен концентрата (не менее
четырех стадий щелочной и кислотной обра-
ботки), сушка и прокаливание очищенного
инцентрата.
Более простое решение было предложено
Днепропетровским горным институтом и
Верхне-Днепровским ГМК: использовать спе-
гаально разработанную газоструйную мель-
аэщу. При эксплуатации газоструйной мель-
оды удельный износ металла помольной
in меры составил 0,0025 %. Имеющиеся на
эердах концентрата окисленные пленки же-
д<сза оттираются. При осаждении готового
тдедукта в циклонах происходит его обезже-
тезнение. Готовый продукт по крупности
удталетворяет поставленным требованиям.
Декрипитация применяется, при
обогащении сподуменовых руд. Руду место-
>:?дения Кет-Лейк (Канада) дробят до круп-
згх“и —19 мм в замкнутом цикле, выделяют
Рис. 1.18. Схема опытно-промышленной установки
газоструйного измельчения:
I — питатель; 2 — распределитель потока; 3 —
турбовоздуходувка; 4 — газоструйная мельница;
5 -- осадитель; 6 — циклон; 7 - шлюзовой зат-
вор; 3 — вентилятор
грохочением мелкий класс —0,2 мм. Руду
крупностью —20 -|-0,2 мм нагревают до тем-
пературы 1273—1473 К во вращающейся
печи. При нагреве до этих температур споду-
мен переходит из а- в ^-модификацию с умень-
шением плотности с 3,2 до 2,4 г/см3 и растре-
скивается. Минералы пустой породы сохра-
няют свою первоначальную крупность.
Обожженную руду охлаждают, измельчают
в шаровой мельнице с резиновой футеровкой;
продукт разгрузки мельницы подается на
грохочение или воздушную сепарацию для
отделения мелкого сподуменового концен-
трата от крупных породообразующих частиц
[61].
Применение декрипитации сподуменовых
руд позволяет более чем в 3 раза повысить
содержание лития в продукте крупностью
—0,2 мм, что определяет эффективность ее
использования при обработке рассмотренной
и подобных ей руд.
Избирательное раскрытие
драгоценных камней можно пока-
зать на примере извлечения изумрудов.
Высокие требования к сохранности кристал-
лов изумруда, обладающих низкой сопротив-
ляемостью ударным нагрузкам, не позволяли
использовать известные механические спо-
собы их высвобождения из вмещающих
пород (в рассматриваемом случае представ-
ленных преимущественно флогопитом).
В силу указанных причин эта операция
осуществлялась вручную, хотя и при этом
способе наблюдались случаи скола поверх-
ностных граней кристаллов и полного по-
вреждения кристаллов, находящихся внутри
раскалываемых кусков. Для предотвращения
нарушения целостности кристаллов разра-
ботана установка, в которой на куски руды
воздействует энергия сжатой газообразной
среды с применением знакопеременных на-
грузок — сжатия и растяжения (последнее
при сбросе давления) [69, 93].
37
Внедрение разработанной установки, дей-
ствующей автоматически, позволило по-
высить выход граненных кристаллов на
62,6 % при увеличении их средневесового
размера на 11,7% [69, 93].
Глава 4
Обжиг руд
§ 1. Назначение обжига.
Теоретические основы
Обжиг — процесс термической обработки руд
без их расплавления с целью изменения физи-
ческих свойств и химического состава обжи-
гаемого материала.
Обжиг руд является самостоятельной обога-
тительной операцией (термохимическое обога-
щение) или подготовительной — перед обога-
щением труднообогатимых руд.
Теоретическими основами процесса обжига
являются термодинамические и молекулярно-
кинетические закономерности, характеризую-
щие гетерогенные процессы.
Термодинамический анализ позволяет пред-
сказать направление течения процесса и
конечный состав реагирующих веществ в рав-
новесном (стандартном) их состоянии.
Рис. 1.19. Диаграмма состояния системы Не—S:
а — общий вид; б — область химических соеди-
нений пирротина и пирита. Фазовые области:
/ — пирротин; 11 — твердый раствор серы в раз-
личных модификациях железа пирротин;
11 f — жидкий раствор сульфида железа — пир-
ротин (FcS); IV — пирротин ^Fer VS) -J- жидкий
раствор сульфида железа; V — пирит; VI — пир-
ротин (Fe^^S) + пирит (FeS3); VJI — твердый
раствор серы в a-Fe
В термодинамике состояние системы, как
правило, описывается параметрами давления
р и температуры Т. Конечный состав продук-
тов взаимодействия определяется константой
равновесия, а направление течения процесса—
упругостью диссоциации и изменением изо-
барного потенциала или свободной энергии
системы. Для определения фазового состава
системы в состоянии равновесия используют
правило фаз, причем при рассмотрении равно-
весий в системах с участием летучих компо-
нентов (сульфидов, окислов, хлоридов и т. д.),
к которым относится большинство обжиговых
процессов, необходимо принимать во внима-
ние состав газовой фазы или равновесное
давление летучего компонента.В этом случае
правило фаз записывается в следующем
виде:
— Ф4-2, (1.15)
где С — число степеней свободы, т. е. чи дю
независимых факторов, которые могут изме-
няться в определенных пределах без измене-
ния числа фаз в системе; К — число компо-
нентов, т. е. наименьшее число составных
частей, при помощи которых можно опре-
делить состав каждой фазы; Ф— число фаз
(частей системы), отделенных друг от друга
поверхностями раздела.
Ценную информацию о происходящих про-
цессах и составе образующихся фаз при
обжиге руд и концентратов могут дать диа-
граммы состояния. Например, согласно пра-
вилу фаз горизонталь 1018 К соответствует
нон вариантному равновесию (рис. 1.19)
Fej_xS состава е, пирита состава д, жидкости
и пара. Изменение одного из независимых
параметров приведет к исчезновению одной
из конденскрованных фаз. Так, нагревание
системы, отвечающей составу точки е, при-
ведет к исчезновению пирита и образованию
пирротина состава е, охлаждение системы —
к исчезновению жидкой фазы. При уменьше-
Fe+FeS
873
673 Т
773
Состав, %
FeS^V
/М'Ы
V
FeSfL I
S+L L
Fe$z*Sx
S FC 50 52 54 55 5g 50 52 64 66 68 991038
Состав, %
а
а
fs FeSFejSij.
38
= давления серы по сравнению с равновес-
= ым полностью исчезают жидкая фаза и
ди?ит, причем состав конденсированной фазы
-:а графике будет располагаться несколько
левее точки е. По диаграмме состояния всегда
можно предсказать, какой процесс будет
протекать в тех или иных условиях и каков
будет конечный состав продуктов. Так, пирит
следует получать при температуре ниже
>318 К (см. рис. 1.19). При этом достаточна
=ебо.тьшого повышения давления серы, чтобы
после необходимой выдержки весь пирротин
перешел в пирит. Кроме фазовых превраще-
ний, Диаграмма состояния дает ценную инфор-
мацию о температурах плавления промежу-
точных соединений, что особенно важно для
процессов обжига, обычно проводимых при
белее низких температурах, чем плавление.
По молекул яр во-кинетическим законо-
мерностям можно судить о возможности осу-
ществления процесса в реальных условиях
г скорости его протекания.
Скорость гетерогенных процессов опре-
деляется истинной скоростью химической
;*=акнии па поверхности взаимодействия и
зоростью подвода (отвода) реагирующих
эацеств к ней благодаря молекулярной или
гоявективной диффузии [45]. При низких
температурах скорость химической реакции
значительно меньше скорости диффузии. Сум-
марная скорость процесса в этом случае
переделяется истинной кинетикой взаимо-
действия на поверхности, не зависит от ско-
тости газового потока и экспоненциально
эсзрасгает с температурой по закону Арре-
Е*уса:
k = Аеяр (—E/RT), (I.J6)
где k — константа скорости реакции; А —
постоянная, учитывающая фактор вероят-
ности и зависящая, главным образом, от
дэстава газовой фазы, массы и поверхности
твердого тела; Е — энергия активации; R —
t-нверсальная газовая постоянная; Т —
"кхлература.
Область, в которой скорость химической
сезкпии меньше скорости диффузии, назы-
вают кинетической. При повышенных тем-
зературах, когда скорость химической реак-
гжа становится больше скорости диффузии,
суммарная скорость процесса перестает под-
чж=яться экспоненциальному закону. В этом
случае скорость реакции полностью опреде-
ляется скоростью диффузии и мало зависит
тт температуры. Эту область процесса на-
лсвают диффузионной.
При рассмотрении диффузионных процес-
сов различают внешнюю и внутреннюю Диф-
л*дии. Обычно определяющей является вну-
тое-ияя диффузия, скорость которой обратно
тоспорциональна толщине слоя конденси-
хаанных продуктов реакции, а скорость
теста слоя пропорциональна количеству
ш»: ни кающего через него газообразного
теагента. В дифференциальной форме эта
закономерность описывается уравнением
d6/dx = а/б, (1-17)
где 6 — толщина пленки конденсированных
продуктов реакции; т — время; а — постоян-
ная, пропорциональная произведению
коэффициента диффузии на скорость реакции.
Интегрирование этого уравнения дает
6 = V 2ат. (1.18)
Этот результат справедлив по истечении
достаточного времени реакции, после того
как в слое (пленке) продуктов реакции уста-
навливается стационарное распределение
концентрации диффундирующего извне
газообразного реагента. В начальной же ста-
дии ^процесса скорость реакции зависит
в основном от внешней диффузии. Внешняя
диффузии определяется характером движе-
ния газового потока — ламинарным или тур-
булентным. В первом случае скорость диф-
фузии рассчитывается по уравнению Фика
Чциф = DSdC/ dx, (1.19)
где D — коэффициент диффузии, см3/с,
численно равный скорости диффузии при
S = 1 см2 и dC/dx = 1 г/см*; 5 — площадь
низкоконцентрациониой поверхности, см3;
dC/dx — градиент концентрации, г/см4.
При турбулентном газовом потоке диффу-
зия протекает значительно быстрее. Одиако
и в этом случае у поверхности частиц сохра-
няется ламинарный подслой, через который
газ подводится в результате медленной моле-
кулярной диффузии. Последняя лимитирует
скорость внешней диффузии в целом.
На процесс диффузии существенно влияет
крупность обжигаемых частиц", чем тоньше
частицы, тем меньше толщина слоя и короче
путь внешней диффузии. Обжиг руд под-
разделяется на следующие виды: с термиче-
ской диссоциацией соединений, окислитель-
ный и сульфатизирующий, восстановитель-
ный и восстановится ьно-сульфидизир у ющий,
хлорирующий и восстановительно-хлори-
рующий.
§ 2. Обжиг с термической
диссоциацией соединений
В условиях обжига, особенно при высоких
температурах, устойчивые в обычных усло-
виях окислы и сульфиды металлов способны
диссоциировать на составляющие элементы.
Под процессом диссоциации понимается
разложение неустойчивых химических
соединений при нагревании, протекающее
по схемам:
МеСО3—МеО 4- СО2,
MeSO4 -► МеО + SOa + VjOj,
MeS2 MeS -f- 1/2S2 и т. п.,
где Me — металл.
Полнота протекания этих процессов опре-
деляется внешними факторами (температура,
состав газовой фазы, давление) и особен-
ностями строения этих соединений, завися-
щими, в первую очередь, от вида и прочности
химической связи.
39
Рис. 1.20. Кривые зависимости упругости диссо-
циации некоторых окислов от температуры
Для реакции диссоциации и образования
соединений из элементов для халькогенидов,
окислов и галогенидов справедливы одни
и те же закономерности.
Термическая диссоциация окислов (или
сульфидов) протекает с поглощением
тепла:
2МеОХ2М*4- А//,
где ДЯ — изменение теплосодержания си-
стемы.
Если принять за независимый параметр
температуру, общее давление в рассматрива-
емой системе при заданных температуре
и составе фаз будет строго постоянным:
Робт-Р0з = /(Т). (Г.20)
Равновесное значение ро при данной
температуре принято называть упругостью
диссоциации окислов. Для сульфидов и хло-
ридов также характерны определенные зна-
чения равновесной упругости диссоциации
Ps3, РС13 Для каждой температуры.
Упругость диссоциации, или равновесное
давление летучего компонента, — важная
характеристика данного вещества, мера
его прочности, она определяет области его
устойчивости. Например, из температурной
зависимости упругости диссоциации окислов
(рис. 1.20) видно, что в воздухе (р^ =
= 0,02 МПа) наиболее устойчив окисел
Fe3O4. У благородных металлов, серебра,
ртути упругость диссоциации их соединений
уже при низких температурах значительна.
Поэтому такие металлы встречаются в земной
коре в свободном состоянии в виде самород-
ных. При образовании FeO зависимость
упругости диссоциации FeO от температуры
выражается уравнением
lgpOa (FeO) = - 26 730/7’ 4-6,43. (121)
Равновесные условия для протекания реак-
ции диссоциации
2FeO z* 2Fe -|- Ог
можно описать равенством
1g 0,21 = —26 730/Т4- 6,43, (1.22)
откуда следует, что разложение закиси же-
леза на металл и кислород начинается при
3760 К. При более низких температурах
идет обратный процесс, результатом которого
будет образование прочных окислов железа.
Более объективной характеристикой срод-
ства металлов к сере, кислороду или хлору
служит убыль изобарного потенциала AG
реакции образования соединения из эле-
ментов, отнесенная к стандартным условиям.
Изменение изобарного потенциала реакции
окисления (процесс, обратный диссоциации)
может быть описано уравнением
М = ЯТ(1пК'р- 1пЯр), 1(1.23)
где Хр — константа равновесия реакции;
— величина, характеризующая исходное
состояние системы, формально записываемая
так же, как константа равновесия реакции,
однако величины, составляющие ее, отно-
сятся к неравновесному исходному состо-
янию.
Для удобства сравнения между собой зна-
чений убыли изобарного потенциала образо-
вания различных соединений из элементов
за стандартное исходное состояние системы
принимают давление 0,1 МПа паров серы или
кислорода в системе.
Константа равновесия реакции окисления
металлов (величина, обратная константе рав-
новесия реакции диссоциации) для случая,
когда металл и окисел находятся в конден-
сированных фазах при постоянстве состава
фаз, — 1/ро2- Сродство металла к кисло-
роду определится из выражения
&G = RT (in 1 — In PqJ) = — RT In po ,
(1-24)
где po — упругость диссоциации окисла.
Численное значение убыли термодинами-
ческого потенциала образования окислов
и сульфидов из элементов как меры химиче-
ского сродства всегда относят к 1 молю кис-
лорода, серы или хлора.
Чем больше по абсолютной величине отри-
цательные значения (рис. 1.21), тем боль-
ше сродство этих металлов к кислороду, сере
или хлору, меньше упругость диссоциации
соединений, тем более прочным будет окисел,
сульфид или хлорид. Наоборот, при поло-
жительном значении убыли термодинами-
ческого потенциала образования соединения
чем больше это значение для какого-либо
металла, тем меньше его химическое сродство
к кислороду, сере и хлору, тем менее прочны
окислы, сульфиды и хлориды этого металла.
Наибольшее сродство к кислороду имеют
кремний, ванадий, алюминий, цирконий,
барий, кальций, наименьшее — серебро,
ртуть, медь, свинец. Наибольшее сродство
к сере при высоких температурах отмечено
у меди, цинка и кальция. Сродство к кисло-
роду у металлов существенно выше, чем
к сере. По этой причине при обменной реак-
ции типа Ме'О Me"S Me'S Ме"О реша-
ющее значение имеет разность в значениях
сродства металлов к кислороду. Например,
кальций будет концентрироваться в окис-
ленной фазе, несмотря на его высокое срод-
ство к сере. При диссоциации высшие окислы,
40
a
A G °лДж/моль
JG° л Дж/моль 3?
413 813 1273 1613 TtK
—126(3—1----1-1--1--1--1---1-----1--1--1—
k 7 3 813 1273 76 73 2Q73 7/ /Г
Рис. J.21. Стандартный термодинамический по-
тенциал образования окислов (а), сульфидов (б),
хлоридов (а) из элементов
гуг-сиды или хлориды первоначально раз-
лагаются на соединения более низкой валент*
жхтя- Информацию об образующихся при
«таг соединениях можно получить на осно-
диаграмм состояния.
При обжиге известняка дис-
аигадия карбоната кальция протекает
г Эос-лощением тепла (178,16 кДж)
СгСО3
< ТВ J ->СаО( ТВ) 4~ СОэ (Г]
Константа равновесия реакции
X ~ fco2ccaQ /j 25)
ОСаСО»
где fc Q — фугитивность (летучесть) СО2;
аСаО, аСаСО* — активности СаО и СаСО3.
При небольших значениях общего давле-
ния /СОг ~ Рсо, и конденсированных
фазах постоянного состава а^аО ~ аСаСО,
Рис. 1.22. Зависимость парциального давления СО»
от температуры
вследствие этого К ~ pCOj. Зависимость
Рсо, от температуры графически изобра-
жается в виде восходящей кривой
(рис. 1.22), представляющей собой геометри-
ческое место точек, отображающих условия
равновесного сосуществования всех трех
веществ: СаСО3, СаО и СОа.
^5, Обжиг известняка используется для по-
следующего гашения СаО и удаления ее путем
отмучивания, а также дли получения завод-
ской извести, находящей широкое применение
в технике обогащения руд и окускования
концентратов.
В состав заводской извести входят свобод-
ная и связанная окись кальция (79]. Свобод-
ная СаО включает активную и неактивную
окиси кальция. Связанной СаО называется
окись кальция, которая вступила во взаимо-
действие с примесями и образовала новые
химические соединения (безвозвратные по-
тери). Неактивная СаО — часть свободной
окиси кальция, которая в обычных условиях
гашения не реагирует с водой, но может быть
превращена в активную (например, при
тонком размоле). Активная СаО — часть сво-
бодной окиси кальция, которая реагирует
е водой в обычных условиях гашения (без
предварительного размола).
Схематически превращения СаО можно
представить следующим образом:
Известь
i I
ф ф
СаОсвоб СаОсвяз
i I
СаОдкт СаОцеакт
? f
I_______4
при размоле
где СаОсвяз — СаСО3, CaSO4, 2СаО - SiOa,
СаО-А12О3, ЗСаО-А12О3, 2СаО-РегО3, СаО X
X FegOg,
Обжиг карбонатных руд,
содержащих в качестве ценных минералов
пирохлор и апатит, проводят для удаления
карбонатов [92]. При содержании в рудах
74—80 % кальцита и 8—12 % анкерита
оптимальная температура обжига 1270 К
(при более высоких температурах окись каль-
ция взаимодействует с другими компонен-
тами руды). При начальной крупности руды
30—10 мм продолжительность обжига со-
ставляет 2—4 ч.
В этих условиях каких-либо глубоких
изменений полезных минералов — пиро-
хлора, апатита — не происходит. После
обжига извлечение окиси кальция в водную
суспензию составляет 91—96 %. По данным
укрупненных опытов, извлечение ниобия
в грубый концентрат составляет 93—96 %,
фосфора — 91—96 % при степени концентра-
ции ниобия и фосфора — соответственно
4,1—5 и 3,8—4,3. При дообогащении грубых
концентратов (гравитация, магнитная и
электрическая сепарация, флотация) полу-
чается пирохлоровый (51 % NbaO5) и апати-
товый (38,4 % РВО5) концентраты.
Обжиг магнезита проводится по
аналогичной технологии. Магнезитовые
руды — основное сырье для производства
магнезии (обожженного магнезита) обычно
содержат серпентин, дунит, пегматит, крем-
незем и т. д. Плотность самого минерала
(2,7—2,8 г/см3) мало отличается от плотности
породы (2,4—2,6 г/сма), что предопределяет
трудность их гравитационного разделения.
Суть процесса обогащения с обжигом состоит
в следующем. Руду обжигают при 870—
1170 К, при этом магнезит частично или пол-
ностью разлагается до окиси магния. Полу-
ченная окись магния (плотность 1,3—
1,6 г/см3) легко выделяется гравитационными
методами, так как плотность породы после
обжига изменяется мало (2,2—2,3 г/см3).
Обжиг фосфатных бедных
р у д осуществляется для подготовки их
к обогащению. При обжиге фосфатных руд
обычно преследуют цель разложения карбо-
натов магния и кальция, окисления органи-
ческих веществ и окислов железа до^высших,
удаления фтора с переводом фосфатов в кис-
лоторастворимую форму лимонной кислотой
[67]. В технологической схеме обогащения
фосфатных руд (содержание РаО6 9,9 %)
Чилисайского месторождения предусматри-
вается дробление до крупного куска
— 100 мм, промывка, додрабливание мытой
руды до 20—30 мм. Мытая руда обжигается
(табл. 1.21), охлаждается, измельчается и
классифицируется.
Для повышения содержания пятиокиси
фосфора в обожженной руде (например, с 23
до 39 %) проводят отмывку СаО и MgO при
большом расходе воды или дополнительную
обработку разбавленным водным раствором
солей аммония. Обжиг осуществляется при
температурах 1170—1320 К, при которых
состав и свойства фосфатного вещества пре-
терпевают необратимые превращения, поло-
жительно влияющие на последующие
процессы переработки. Обогащение с при-
42
.голица 1.2!
Технологические показатели (%) обжига мытой фосфатной руды Чилисайского месторождения
Материал Выход Содержание | Извлечение
P.O, Fe2Os СОг Р2ОВ
.Чытая руда 100 18,5 2,20 3,86 100
Обожженный концентрат 89,2 20,0 1,90 0,49 96,3
?.-селенная пыль;
холодильника 0,5 21,4 2,17 1,41 0,6
из печи 2 19,6 2,23 2,34 2,1
Неуловленная пыль 1 18,5 2,20 — 1
"стери массы при обжиге 7,3 — — — —
«енением обжига перспективно для трудно-
:6:гатимых фосфатных руд с низким содер-
нем пятиокиси фосфора и высоким со-
лежанием тонковкрапленных примесей,
проводят в многозонных печах кипя-
лето слоя и трубчатых вращающихся печах.
.4?: "озонные печи кипящего слоя имеют
31=ы подогрева, обжига и охлаждения. Ти-
тэч=ые схемы с обжигом в печи кипящего
~ фирмы «Дорр и Оливер» (США)
угг:. 1.23) освоены в США, Алжире, Марокко
I Тунисе. В кипящем слое обжигается мел-
tis руда (не крупнее 5 мм). Более крупную
туду (до 30—40 мм) целесообразно обжи-
ггтъ в трубчатых вращающихся печах.
Обжиг марганцевых мине-
I г.тов для повышения флотируемости
тасзодится в атмосфере воздуха при 870—
_Г7? К [86]. Флотируемость их возрастает
: квышением температуры обжига и дости-
пет максимума при 870—1270 К, когда весь
а; ганец практически переведен в хими-
«схи и термически устойчивый окисел мар-
гзелз — гаусманит. При этом тонкодисперс-
Яяи а коллоидные частицы исходных минера-
лка размером 1—5 мкм превращаются в кри-
ггъллы гаусманита размером 30—50 мкм,
значительно снижает содержание шламов
1 :6: жженном продукте и уменьшает удель-
*уг. поверхность: пиролюзита с 13,4 до
!.: к-г, псиломелана с 14,4 до 1,8 м2/г и
«хгадяевого родохрозита с 3,0 до 1,1 м2/г.
?дз оаботапная технология позволяет по-
jry»2“b из труднообогатимых промпродуктов
шс и ев ые концентраты, содержащие
<3—42.5 % Мп и 0,05—0,07 % Р при извле-
70—72 % Мп от содержащегося
в ъ:т:дном продукте.
* атбонатныс марганцевые, сидеритовые
и концентраты также обжигаются
; тглью снижения расхода топлива и повы-
их качества в металлургическом пере-
ОСбкно используются трубчатые враща-
вжеся и шахтные печи. Обжиг чиатурских
тарбсеатных марганцевых концентратов
ттубчатой вращающейся печи осущест-
всяет- при 1120—1170 К при расходе около
кДж тепла на 1 т концентрата.
Нл обогатительной фабрике Бакальского
рудоуправления сидеритовые руды
(31,6 % железа) обжигаются в девяти шахт-
ных печах (рис. 1.24) суммарной мощностью
750 тыс. т руды в год. На обжиг подается
руда крупностью 60—16 (10) мм. Обожженная
руда подвергается сухой магнитной сепара-
ции с получением концентрата с 49—50 %
железа при извлечении его около 75 %.
Обжиг ведется при 1020—1170 К при рас-
ходе природного газа 46—49 м3/т руды. На
фабрике планируется строительство второго
такого же блока печей мощностью 820 тыс. т
сидеритовой руды [55].
Обжиг пкритсодержащего
сырья (пирротинизирующий)
применяется для перевода парамагнитного
пирита в сильномагнитные моноклинные и
гексагональные пирротины и осуществляется
путем термической диссоциации пирита
без доступа воздуха при контролируемом тем-
пературном режиме.
В системе железо — сера (см. рис. 1.19)
существует непрерывный ряд химических
соединений от моносульфида — троиллита.
Рис. 1.23. Принципиальная схема обжига фос-
фатных руд в печи кипящего слоя:
/ -- бункер исходной руды; 2 — дробилка;
3,6 — питатели; 4, 7 — элеваторы; 5 — бункер
дробленой руды; 8 — камера подогрева; 9 — ка-
мера обжига; 10 — камера охлаждения (до 750 К);
11, 12, 16, 19, 21 — вентиляторы; 13 — циклон
охлажденного газа; 14 — циклон горячего газа;
15 - охладитель обожженного продукта (до
300 К): 17 — пылеулавливающий циклон; 18 —
ленточные весы; 20 — скруббер
43
Рис. 1.24. Шахтная печь для обжига сидеритов:
1 — опорные балки; 2 — разделительные стенки;
3 — направляющие для разгрузки; 4 — газоходы;
5 — загрузка руды
отвечающего формуле FeS, до дисульфида
FeS2 — пирита. Промежуточные соединения
переменного состава носят название пирро-
тинов.
Присутствие в рудах цветных и редких
металлов магнитных форм сульфидов же-
леза значительно облегчает их переработку,
так как они могут быть удалены известными
приемами, например магнитной сепарацией,
в процессе обогащения. Однако в большин-
стве случаев основной сопутствующей при-
Рис. 1.25. Зависимость удельной намагниченно-
сти О и удельной магнитной восприимчивости х
от молярного соотношения S ; Fe в пнрротинах:
2,0 - FeS,; 1,2 - Fe6S«; 1,16—Fe.S,; 1,14-
Fc,Sr; 1.12 - FesS.; 1.10- Fc9Sl0; 1,08 —
Fci=Sls; 1,06 - - Fel(S17; 1.04 - FeslS22
месью минерального сырья цветной металлур-
гии является немагнитный сульфид железа —
пирит. Термическое разложение пирита
обычно сопровождается диссоциацией его
на моносульфиды железа и элементарную
серу.
В интервале температур 920—1070 К в ва-
кууме (остаточное давление 0,0346 МПа)
и 970—1270 К при атмосферном давлении
(без доступа воздуха) образуются сульфиды
железа, которые в поле напряженностью
95,5—119,4 кА/м полностью переходят в ма-
гнитную фракцию [60}.
Удельная магнитная восприимчивость
продуктов термического разложения пи-
рита, начиная от состава Fe5S6 до FeTS8,
увеличивается от 565-10“6 до 1470- 10”fi см3/г.
Дальнейшее обессеривание пирротинов (от
Fe8Ss до Ре1231з) приводит к уменьшению
магнитной восприимчивости с 1470-Ю-6
до 860-10-6 см/г. Пирротины состава
Fe^Sj- ... FeaiS22, образующиеся при 1173—
1273 К, имеют магнитную восприимчивость
менее 28- 10-в см3/г. По составу и магнитным
свойствам пирротины этого ряда прибли-
жаются к троилиту.
Кривая зависимости магнитных свойств
от состава продуктов термического разложе-
ния пирита (рис. 1.25) проходит через макси-
мум, связанный, с одной стороны, с количе-
ством остаточного пирита, с другой — со
структурными изменениями, происходя-
щими в результате термического воздействия
на пирротины (переход ферримагнетика к ан-
тиферримагнетику).
Близость значений удельной магнитной
восприимчивости (992-10"й—1205-10“6 см3/г)
отдельных фаз позволяет сконцентрировать
их при напряженности поля 95,5—119,4 кА/м
в одной магнитной фракции, что невозможно
Для природных пирротинов.
Комплексная переработка пирит-
содержащих молибденовых
п ром п р оду кто в, содержащих 0,4—
32 % Мо, проводится методом пирротини-
зирующего обжига с последующей магнитной
сепарацией. Обжиг ведется в условиях,
обеспечивающих термическое разложение
пирита с образованием пирротинов состава
Fe5Se — FesSn: температура 970—1070 К,
продолжительность термообработки — не
менее 30 мин, крупность материала — более
0,1 мм. При обжиге окисленные минералы
молибдена и железа сульфидизируются вы-
деляющейся парообразной серой, что
позволяет повысить общее извлечение их
из Руды; происходит декрипитация сростков
минералов, снижается механическая проч-
ность минералов, входящих в состав исход-
ного сырья.
Процесс осуществляется без доступа
воздуха в шахтной ступенчатой печи из
нержавеющей стали, обогреваемой карбид-
кремниевыми нагревателями — силитами,
установленными в пространстве между шах-
той и теплоизоляционным кожухом из ша-
мотного кирпича.
По разработанной схеме (рис. 1.26) из
низкосортных молибденовых промпродуктов
44
получают высококачественный молибдено-
вый концентрат с повышением сквозного
извлечения молибдена в товарный концен-
трат на 10—12%, элементарную серу и бо-
гатый пирротиновый концентрат.
Обжиг руд, содержащих
сурьму (дистилляционный о б-
ж и г), основан на летучести соединений
сурьмы при повышенных температурах
122). Температура кипения трехсернистой
сурьмы 1260 К, трехокиси сурьмы 1698 К,
однако летучесть этих соединений проявляет-
ся уже при 670—920 К. В окислительной
атмосфере при температуре 670—720 К воз-
можно образование нелетучей четырсх-
окиси, а затем и пятиокиси сурьмы. Терми-
ческая диссоциация пятиокиси сурьмы за-
вершается при 970 К, четырехокнеи — при
1170—1300 К-
Дистилляционный обжиг может ослож-
няться плавлением сульфида (821 К) и трсх-
окиси сурьмы (929 К), а также присутству-
ющего в сурьме или образовавшегося при
обжиге оксисульфида сурьмы Sb2S2O
(керамзита). Практически в зависимости
от содержания сурьмы в сырье, состава пу-
стой породы и вида обжигового агрегата
дистилляция осуществляется при 970—
1770 К- Образование четырехокиси сурьмы
предупреждается поддержанием в печи
слабовосстановителыюй атмосферы (чрез-
мерное содержание окиси углерода в газовой
фазе нежелательно, так как это приводит
к образованию металлической сурьмы, лету-
честь которой ниже, чем трехокиси).
Для дистилляционного обжига приме-
няются шахтные печи специальной конструк-
ции, имеющие рабочее сечение 2—10 м3
и высоту 3— 4 м. Удельный расход топлива
{кокса или древесного угля) составляет от 4
до 15 % обжигаемого материала. При со-
держании в исходной руде 10—25 % Sb
содержание этого металла в огарках соста-
вляет 2—3,5%, что соответствует техноло-
гическому извлечению в газы 80—86 % .
В Югославии осуществляется вальцева-
ние сурьмяной руды в трубчатых печах.
Во избежание образования настылей в горя-
чей зоне печей обжигаемая рудная мелочь
должна содержать нс более 11—15% Sb,
Печь, имеющая диаметр около 2 м и длину
26 м, перерабатывает в сутки около 50 т
руды. Расход коксика или древесного угля
составляет примерно 12 % массы руды, сте-
пень отгонки сурьмы 90—94 %.
Аналогичный процесс испытан и при-
менительно к отечественным рудам. Опти-
мальная температура обжига 1120—1220 К,
крупность руды 20—30 мм, крупность ко-
ксика 10 мм, его расход 15—20 % массы
руды. При опытно-промышленных испыта-
ниях в печи диаметром 1,2 м и длиной 10 м
товарное извлечение сурьмы из 15 %-ной
руды в пыль кулеров и возгоны рукавного
фильтра составило 81,4%.
Обжиг ртутных и оловян-
ных руД, РУД редких и рас-
сеянных элементов осуществляет-
ся с целью отгонки летучих компонентов.
Питание молибденовой секции
(хвосты вольфрамовой секции)
Пирротинизирукмций обжиг ga3ZQ_
Г Огарок j нм
Магнитная сепарация
Магнитная
фракция
Элементарная
сера (30-32%}
Немагнитная
фракция
---------
Молибденовый кон-
цвнтрат(Мо 51-527о)
о
Молибденовая флотация
Хвосты I
в отвал
Концен-
уутрат
Пирратинобый кон-
центрат ( Fa 39-60 %)
Рис. 1.26’. Принципиальная технологическая схема
дообога щения пирнтно- молибденового пром-
ородукта
Основная цель обжига оловянных кон-
центратов — удаление серы и мышьяка,
вносящих осложнения в последующие пере-
делы выщелачивания, плавки и рафини-
рования.
Мышьяк в оловянном сырье содержится
главным образом в виде арсенопирита, а сера,
кроме того, — в виде пирита и пирротина.
Сера и мышьяк при обжиге удаляются в ре-
зультате термической диссоциации и окисле-
ния минералов:
2Fc;iS;t+i ~ 2nFes $2 t
4FeAsS — 4FeS -|- 4 As -f
4Fe(lS„.+i + {In + 4) O2 = 2nFe2O3 +
4 (4n + 4) so2;
4FeAsS-}-10O8.-2Fe2O3+As4Oc J 4SO2 j
2b eS2 7O2 ~ 2Fc2O2 -J- 4SO2 t
При 970 К равновесное давление насы.
щенных паров серы над пиритом и мышьяка
над арсенопиритом близко к атмосферному.
Эти минералы диссоциируют на воздухе с вы-
сокой скоростью. Одновременно интенсивно
окисляются минералы (уже при 620—670 К)
и продукты их диссоциации.
Сущность обжига ртутных руд заклю-
чается в диссоциации киновари и отгонке
выделяющейся ртути: HgS = Hg 1/2S2.
Своеобразие процесса состоит в том, что про-
дуктом реакции в данном случае является
ие оииссл, а металл в элементарной форме
(пары). Процесс с достаточной скоростью
идет при 570—670 К. Практически обжиг
ведут при температурах от 670 до 1170 К
в печах трубчатых, многоподовых, муфель-
ных и кипящего слоя.
Наиболее распространен в СССР и за
рубежом обжиг в трубчатых вращающихся
45
печах. Наружный диаметр печей 0,9—2,5 м,
длина 11—36 м, толщина футеровки 120—
130 мм. Печи имеют уклон в сторону раз-
грузки 2—7° и вращаются с частотой 0,5—
4 мин"1. Печи отапливаются мазутом или
газом, движение газов и руды — противо-
точное. В наиболее горячей зоне печи тем-
пература тазов достигает 1270—1470 К, руда
подогревается максимально до 870—
1120 К. При коэффициенте заполнения печи
обжигаемым материалом 0,05—0,2 расчетная
продолжительность пребывания руды в пе-
чи составляет 25—90 мин. Производитель-
ность трубчатых печей в зависимости от их
размеров, содержания ртути в руде и круп-
ности дробления изменяется в широких
пределах (от 30 до 400 т/сут). При обжиге
руд с 0,1 — 1 % Hg крупностью 40—75 мм
огарки содержат 0,002—0,01 % Hg, темпе-
ратура их на выходе из печи 670—1020 К,
после охлаждения в бункере печи или холо-
дильнике до 420—620 К (что необходимо
по технологическим и санитарным нормам)
огарки направляются в отвал. Пылевынос
при обжиге составляет 1—5%. При темпе-
ратуре отходящих газов 570—720 К пыли
содержат 0,1—0,5% Hg и могут быть воз-
вращены на обжиг, переработаны со ступпой
(концентратом) или подвергнуты обога-
щению.
Для печей с мазутным отоплением расход
топлива составляет 25—35 кг/т руды, выход
отходящих газов 300—700 м3/т руды.
Многоподовые печи для обжига ртутных
руд имеют диаметр 3—8 м, число подов —
от 6 до 13. Печи обычно обогреваются с по-
мощью мазутных форсунок, расположенных
на средних подах. Температура па этих
подах составляет 870—1120 К, температура
печных газов 570—690 К, огарка — до 720 К.
Крупность поступающей на обжиг руды —
до 20—30 мм, производительность печей —
от 100 до 450 т/сут или 1—1,5 т иа 1 м2 пло-
щади пода в сутки. По удельному расходу
топлива многоподовые печи близки к труб-
чатым.
Муфельные печи (рис. 1.27), отличающиеся
от обычных трубчатых непрямым нагревом
обжигаемого материала и меньшими разме-
рами, применяются только для переработки
богатого сырья. Их недостаток — низкая
производительность (10—100 т/сут) и высокие
эксплуатационные расходы. Максимальный
размер кусков обжигаемой руды 20—25 мм,
температура обжига 920—1170 К, темпера-
тура печных газов до 820 К.
В СССР разработан и освоен обжиг ртутных
руд в печах кипящего слоя.
Исходная руда, содержащая около 0,1 %
ртути, дробится до максимальной крупности
кусков 30—40 мм. Руда нагревается до 770—
820 К продуктами сгорания природного газа,
поступающими в печь при 1670—1870 К.
Содержание ртути в огарке не превышает
0,001—0,003 % . Несмотря иа значитель-
ную высоту надслоевого пространства (до
4 м) и расширение печи в верхней части,
пылевынос достигает 15—20%. Отходящие
газы, имеющие температуру около 720 К
46
и запыленность 200—400 г/м3, поступают
на очистку в циклопы и электрофильтры.
Удельный расход природного газа 25 —
30 м3/т руды.
К недостаткам печей кипящего слоя отно-
сится высокий пылевынос, усложняющий
газоочистку.
Обжиг гл и н оз ем сод е рж а-
щего сырья (спекающий об-
жиг) осуществляется для перевода извле-
каемых металлов в формы растворимых
в воде соединений. Спекающий обжиг в основ-
ном применяется в металлургии алюминия
при производстве глинозема из бокситов,
нефелинов и другого глиноземсодержащего
сырья [77].
Продукт высокотемпературного спека-
ющего обжига, называемый спеком, выщела-
чивается водой или технологическими обо-
ротными растворами для перевода образу-
ющихся щелочных алюминатов в раствор.
Температура спекания боксито-содо-
известняковых шихт составляет 1420—
1520 К, нефелино-известняковых 1520—
1570 К.. Компоненты боксито-содо-известня-
ковой шихты дозируются из расчета полу-
чения шихты с молярными соотношениями
NasO : (А12О3 + Fe2O3) = 1, СаО : SiO3 =
= 2. Известняк при спекании нефелино-
известняковой шихты дозируется из расче-
та получения шихты с молярными соотно-
шениями: СаО : SiO2 = 2; Na2O : А12О3 —
= 1,02—1,05. Для связывания Ре2Оз в шихту
добавляют щелочь или известняк.
Основные химические превращения при
спекании боксито-содо-известняковой ших-
ты протекают по реакциям:
А12Оз-Н2О 4- Na2CO3 = 2NaAlO2 4- СО2 4-
+ *¥>
FeaO3-Н2О +;NaaCO3 = 2NaFeO2 4- СО2 +
4- Н2О
Na-sO-AlA^S^ + 4СаСО3 - 2NaA102 Ц-
4- 2 (2CaO-SiO2) 4- 4СО2
При спекании нефелино-известняковой
шихты в первый период СаСО3 частично дис-
социирует, а затем образуется нефелиновый
спек
(Na, К)2О А12О3 -2SiO2 4- 4СаО =
= 2 (Na, К) А1О2 4- 2 (2CaO-SiO2).
Крупность всех компонентов шихты,
поступающей на спекание, составляет
—0,088 мм.
Спекающий обжиг с содой или щелочью
при 770—870 К применяется для перевода,
селена, теллура, тантала, ниобия в раствор
в виде растворимых солей натрия. Приме-
няется также спекание вольфрамовых кон-
центратов с содой при 1170—1220 К для
перевода труднорастворимых вольфраматов
кальция, железа и марганца в легкорас-
творимый в воде вольфрамат натрия. Анало-
гичный процесс спекания известен в техно-
логии извлечения ванадия из железных руд.
Загрузка:
§ 3. Окислительный
и сульфатизирующий обжиг
Окислительный обжиг чаще всего осу-
ществляют для сульфидных руд с целью
полного или частичного удаления серы и пе-
ревода сульфидов железа в легко шлакуемые
при последующей плавке окислы. В общем
виде окисление сульфидов при обжиге может
быть выражено следующими основными реак-
циями:
2MeS + ЗО2 = 2МеО 4- 2SO2;
MeS -|- 2О2 =’Ме SO4
MeS -f- Og = Me 4- SO2
Если сульфид металла при дайной темпе-
ратуре имеет высокую упругость диссоци-
ации, ои окисляется с образованием металла
и сернистого ангидрида (например, окисление
сернистого серебра и сернистой ртути с обра-
зованием этих металлов). Если сульфид и
сульфат имеют очень малые упругости дис-
социации, даже при условии существования
металла сульфид его будет окисляться до
сульфата (например, при окислении сульфи-
дов натрия, кальция и некоторых сульфидов
других щелочноземельных металлов обра-
зуются их сульфаты).
Сульфиды тяжелых цветных металлов мо-
гут окисляться в зависимости от температуры
по различным схемам: при низких темпера-
турах (например, в природных условиях)—
до сульфатов, а при температурах обжига
970—1170 К — до окислов. При высоких
температурах окисление сульфида может
привести к образованию металла.
Температура окислительного обжига
должна быть выше температуры воспламене-
ния сульфидов, которая при крупности зерен
0,06 мм, в атмосфере воздуха равна, К:
пирита FeS2 633, халькопирита CuFeSa 653,
халькозина Cuag 708, галенита PbS 1028,
сфалерита ZnS 888, антимонита Sb2S3 598,
миллерита NiS 928, серы элементарной 563.
На практике она колеблется от 853 до Ц23 К
и не должна превышать 1173 К, так как при
более высокой температуре начинается пла-
вление отдельных сульфидов, образование
легкоплавких эвтектик и спекание частиц
материала.
Температура плавления некоторых суль-
фидов, по данным [22}, составляет, К: FeS
1444, Cu2S 1408, PbS 1393, ZnS 1943, Ag.S
1085, CoS 1413, Ni3S2 1057, Sb2S3 819, SnS
1153, NaaS 1193, MnS 1803, CaS 2173. Важ-
ный показатель обжига — распределение
между его продуктами некоторых сопут-
ствующих металлов, редких и рассеянных
элементов.
Степень удаления отдельных металлов с га-
зами при окислительном обжиге следующая
(% содержания в исходных материалах):
As 60—80, Sb 20—40, Bi 10—15, Se 25—50,
Те 10—20, In 5—10, Та 50—70, Cd 5—20,
Pb 5—10, Zn 5—7.
При обжиге железных руд в системе же-
лезо — кислород (рис. 1.28) образуются три
химических соединения: окись железа
48
Fe2O3, магнетит Fe3O4 и вюстит Fe1_,<O.
существующие в определенном диапазоне
составов.
Окись железа относится к неустойчивым
химическим соединениям: па воздухе
(Ро2 — 6,02 МПа) Fe2O3 разлагается при
1623 К, что обусловливает ее окислительные
свойства при высоких температурах по отно-
шению к металлам, их низшим окислим
и сульфидам. Наиболее изученные модифи-
кации окиси железа — гематит a-Fe2Os
и маггемит y-Fe2O3. Окись железа образуется
при окислительном обжиге гидроокислов
железа, низших окислов, При окислении
сульфидов железа.
Магнетит имеет высокую температуру
плавления (1883 К) и плавится без разложе-
ния, что свидетельствует о его большой проч-
ности. Область гомогенности магнетита срав-
нительно узкая при низких температурах,
сильно расширяется при температуре выше
1273 К.
Вюстит существует в широкой области со-
ставов. Например, при 1473 К содержание
кислорода в вюстите может изменяться от 23
до 25 %, причем содержание кислорода в вю-
стите в области гомогенности даже со сто-
роны железа больше, чем в закиси железа,
т. е. закись железа, соответствующая атом-
ным содержаниям железа и кислорода по-
50%, в равновесных условиях никогда не-
достигается. Вюстит в равновесных системах
существует лишь в области температур выше
845 К- При температурах ниже 845 К вю-
стит распадается по схеме: 4FeO —*- Fe3O4 4"
ф- Fe. При этом образуется железо, насы-
щенное кислородом, и магнетит, состав ко-
торого соответствует границе области гомо-
генности со стороны железа,
Сульфатизирующий обжиг
применяют перед гидрометаллургическим
переделом для перевода извлекаемых метал-
лов в водорастворимые сульфаты, а железа —
в нерастворимые в воде окислы. Он прово-
дится при высоких концентрациях сернистых
газов в атмосфере печи. Температура про-
цесса поддерживается в определенных пре-
делах для предотвращения термической дис-
социации сульфатов. Оба эти условия легко
обеспечиваются при проведении процесса
в печах кипящего слоя, в которых автомати-
чески регулируется температурный режим
и поддерживается нужный состав газа.
Окислительный и сульфатизирующий
виды обжига требуют хорошего контакта
печных газов с обжигаемым материалом,
который наилучшим образом обеспечивается
также в печах кипящего слоя.
Качество окислительного и сульфатизи-
рующего обжига сульфидных материалов
обычно оценивается степенью десульфура-
ции и сульфатизацни основных элементов.
Окислительный и сульфатизирующий
виды обжига получили наибольшее распро-
странение в технологии переработки желез-
ных, медных, медно-никелевых, кобальто-
вых, молибденовых и других сульфидных руд
и концентратов.
1873
Жидкое
железо
Жидкий окисел
7673
Х-Гекнсидкийят.
1573
7273
1073
873
54
50
52
56
О, % (ат.)
58 6Ь
&-Fe + '
ate едки и окисей
24
26
28
* Ото тит
ос- Fe +
+в гостит
673О O,Z (7,4
(по массе)
^с. 1.28. Диаграмма состояния системы железо-
исюрсд (по Л. Даркеиу и Р. Гурри)
";и окислительном обжиге медных суль-
выных руд и концентратов происходит раз-
лсление и окисление сульфидов металлов
а серы. Сульфаты при этом не образу-
Сбжиг проводится в печах кипящего слоя
«К I производительностью 400—1900 т/сут
.дечи кипящего слоя успешно работают на
Среднеуральском медеплавильном заводе
(О'.ЧЗ), Алавердском мед ио-химическом
жи^енате (АМХК.) (СССР), на заводах Хей-
ли «США), Бор (Югославия), Наосима (Япо-
я . Моаншиа (Зимбабве), Коппер-Хилл
СИЛ), Г аспе (Канада) и Маунт-Айза
«Ластралия).
В день КС загружают смесь концентратов
лмбс уже готовую для последующей после
«herr - плавки шихту. Высота обжиговых
ж»еа КС (рис. I.29) колеблется от 5 м
(СУМЗ, Коппер-Хилл, Хейден) до Ю—
П м (комбинат им. Г. Дамянова, АМХК).
Печи футеруют шамотным кирпичом с те-
плоизоляцией. Толщина кладки 450—
600 мм. Снаружи печи заключены в стальной
газонепроницаемый кожух. Подину печи
изготовляют из жароупорного бетона тол-
щиной 250—300 мм и укладывают на сталь-
ную плиту (12—15 мм). Площадь пода печей
колеблется от 12 до 40 м2.
Концентрат загружают в печь с помощью
ленточных или тарельчатых питателей авто-
матически. Пульпу, содержащую 20—25 %
влаги, подают форсункой со свода печи и
распыляют сжатым воздухом. При подаче
в обжиговую печь материала в виде пульпы
упрощаются операции подготовки сырья,
хранения, транспорта и загрузки, а главное,
достигается хорошее усреднение ших-
ты.
Сульфидные медно-никеле-
в ы е руды на заводах Томпсон и Коппер
Клифф (Канада) обжигают в печах кипящего
слоя (рис. I.30), при этом содержание серы
в концентрате снижается с 22 до Ю—12 %.
49
Рис. 1.29. Печи кипящего слоя СУМЗа Цг> и
АМХК (б)
Минералы, содержащие никель, медь и пир-
ротин, разлагаются:
12Fe 6,5S2
2CuFeS2 CuaS ф- 2FeS 4- S2
3NiS-FeS Ni3Sa + 3FeS + 1/aS3
Аналогичный процесс осуществляется на
заводе Фолконбридж (Канада), где агло-
мерация и шахтная плавка заменяются об-
жигом в печах КС и последующей плавкой
огарка в электропечах. Из обжиговых газов
печей кипящего слоя сера извлекается в виде
элементарной.
Медно-кобальтовые концен-
траты подвергают сульфатизирующему
обжигу в печах кипящего слоя (заводы Жадо-
виль-Шитуру Луилу, Заир). Состав кон-
центрата (%): Си 42—56; Со 1,2—1,6; Fe
0,9—-2,8; S 9,9—16,2; SiO2 11—24,8; А120з
0,6—4; СаО 0,6—4; MgO 0,6—6. Печь КС
имеет диаметр около 4 м. Суточная произво-
дительность ее 80 т сухого концентрата,
который подается на обжиг в виде пульпы-
пасты (содержание твердой фазы 80 %) шне-
ковой форсункой через свод. Высота слив-
ного порога 1220 мм, скорость воздуха в слое
0,4 м/с, продолжительность обжига — около
6 ч, избыток воздуха — 20—30%. Темпера-
тура в слое 948—953 К-
Железо в этом режиме переходит в раство-
римую форму на 40—45 %, медь и кобальт—
на 95—97 %. Концентрат хорошо обжигает-
ся, если содержание в нем серы колеблется
в пределах 15—10 %. Пиритные концен-
траты подвергают аналогичному процессу
(завод Коккола, Финляндия). Пиритный кон-
центрат (0,7 % Со; 48 % Fe; 40 % S) посту-
пает на обжиг с огарком сернокислотного
производства (0,8 % Со; 59 % Fe; 2,6 % S)
в соотношении 1 : 3. Кроме того, добавляют
около 1 % сульфата натрия. Содержание серы
в шихте (12%) близко к нижнему пределу
значения, необходимого для автогенного
обжига. Концентрат и огарок перед подачей
в печь подсушивают. Печь кипящего слоя —
прямоугольная, имеет четыре отделения
с площадью пода по 15 ма каждое. Высота
кипящего слоя в печи 2—2,5 м. Разделение
печного пространства на отсеки предупре-
ждает «проскоки» материала. Концентрат
подается в каждый отсек. Пыль циклонов
возвращается также в каждый отсек. Газы
содержат 4 % SO2; 0,6 % S03; 12 % О21 что
указывает на большой избыток воздуха
(примерно 100—120 %).
Температура в печи 953 К. Производи-
тельность ее 6 т/(м3-сут), время пребывания
Рис, 1,30, Печь (а) для обжига никелевых кон-
центратов в кипящем слое завода, Томпсон и плав
расположения сопел (б):
1 — вспомогательное окно; 2 — окно для мазут-
ных форсунок; 3 — сопла
50
Тэ:л.<ца 1.22
Типичный рациональный состав (%) продуктов обжига
f продукты обжига Zn, раство- римый в H2SO< Zn, раство- римый в Н2О %11 общ ^сульфатл ^сульфида
Спдск 55,0—57 0,16—0,3 59,3—63,1 0,4—0,5 0,27—0,3
ISклонов Г230Х0Д0В электрофильтров 46—55 41 38,7—38,9 4,6—6 12,4 15—15,1 53,5—54,5 46,6 43,6—44,3 3,1—3,3 7,1 8,1—8,3 0,44—0,88 0,45 0,2—0,34
ятесаала в печи 8 ч. На 1 т концентрата
в к.тле-утилизаторе получают 1 т пара.
Схл2.кденный огарок подвергается магнит-
1нш сепарации и магнитный продукт возвра-
1Жаг~ на сульфатизацию, немагнитный на-
жгяэ-'.яют на выщелачивание.
С f ж и г цинковых концен-
тр г т о в перед их выщелачиванием про-
шшгтся для максимального перевода цинка
в растворимые в слабой серной кислоте со-
«ииаедая (главным образом ZnO). Его можно
вткствлять тремя способами: в много-
ежвых печах с механическим перегреба-
.-мек дри 870—1020 К (до 1070 К); во взве-
В9:м состоянии при 1170—1220 К; в ne-
ws ггдящего слоя при 1200—1370 К.
Назболыцее применение получил обжиг
жвЕшгнтратов в печах с автоматически упра-
ввасым кипящим слоем. Печи имеют вну-
Чрии±жй диаметр 5—6,5 м, площадь пода
Ж—55 м-, высоту рабочей камеры 7,5—10 м,
Ла 150—320 м3, число воздушных сопел
—5С шт. на 1 м2 пода при числе воздушных
।число отверстий в соплах) до 1700
i г и площади этих отверстий 0,7—1 %
подины. Производительность та-
течей составляет (по концентрату) от 130
ль т сут при удельной нагрузке по су-
вигу концентрату 5—5,5 т/(м2-сут). При
8—9 % концентрат хорошо об-
вит в печах кипящего слоя, достаточно
ляму а. де зависает в бункерах, не нарушает
щиЙпту автоматических устройств. В послед-
ов тс ем к освоены мощные печи диаметром
JB 24—15 м, производительностью 360-
* г: концентрата.
S услсзиях обжига в печи кипящего слоя
лцм 2229 К мышьяк, сурьма, германий,
мншзй и галлий практически полностью
ввас-хя в огарке. Свинец возгоняется на
SV кадмий — на 50 %, таллий — на 80—
в %
Тасгределение продуктов обжига, по
отечественных и японских заводов,
примерно (% концентрата): огар-
Ьвз елся — 43—60; пыли циклонов — 27—
ЯКе, льыи газоходов — 1—2; пыли электро-
- - 3—4.
Сшгтгз твердых продуктов обжига при-
з табл. 1.22. Десульфурация в резуль-
вве обжига достигает 94 ± 2 %.
Окислительный обжиг сурь-
мяных руд и концентратов
проводится для перевода трехсернистой сурь-
мы в трехокись. Этот процесс начинается
с 470 К и интенсивно протекает при 570—
670 К, сопровождаясь большим тепловым
эффектом (1400 кДж/моль). При более высо-
кой температуре и наличии избыточного
кислорода окисление частично идет до че-
тырехокиси. Переход сурьмы в газовую
фазу нежелателен, поэтому повышенная
температура и избыток воздуха, приводящие
к образованию нелетучей четырехокиси, счи-
таются положительными факторами.
В СССР разработан метод обжига сурьмя-
ных н ртутно-сурьмяных концентратов
в печи кипящего слоя. Концентраты флота-
ционной крупности обжигаются при рабо-
чей скорости воздуха в печи кипящего слоя,
равной 25 см/с, и температуре 770 К. В этих
условиях обжиг проходит автогенно. Удель-
ный расход воздуха составляет 300—1000 м8/т
концентрата, удельная производительность
печи — до 40 т/(м3-сут) (убывает с увеличе-
нием размеров печи). Исходный концентрат
содержит, %: Sb 25—32; S 15- 21; As до 2;
в огарке и пылях — 2,5—3 % S; степень
десульфурации 80—85 %. Сурьма в обож-
женном концентрате содержится в основном
в форме трехокиси и пятиокиси. Увеличение
крупности концентрата путем грануляции
(до 70 % класса -|-1 мм) позволяет без риска
оплавления обжигаемого материала по-
высить температуру обжига до 870—1020 К;
степень десульфурации при обжиге гранул
составляет 85—90 % {22].
§ 4, Восстановительный
и восстановительно-
сульфидизирующий обжиг
Восстановительный обжиг,
целью которого является перевод окислов
металлов, содержащихся в рудах и кон-
центратах, в металлическое состояние или
в низшие окислы, обычно осуществляется
газообразными, твердыми или жидкими
восстановителями.
Восстановление газом окислов нелетучих
элементов в термодинамическом аспекте мож-
51
ио рассматривать как совмещение процесса
диссоциации окисла и взаимодействия газо-
образного восстановителя с кислородом.
Такое представление не связано с механизмом
процесса и является лишь логическим при-
емом:
(1) 2МеО л 2Ме + А7Л
(2) 2Н3 4- О2 =₽* 2Н2О + ДЯ2
или 2СО -|~ О2 «=* 2СО3 4- АЯ3
(3) 2МеО 4- 2Н2(СО) 2Ме Ц-
4- 2Н2О(СО2) 4- А Н
Константы равновесия для трех реакций
к0} - ро,; (Г26)
*72) РнИСО)Ро3/Р1ЬО(СОг)’ (1.27)
К(3)phsO(CO=)/phS(CO). (1.28)
Константа равновесия реакции газового
восстановления окиси
Адз) PibOfCO^'PdbcO) —
(1.29)
Восстановление окислов летучих метал-
лов, например цинка, идет по реакции
ZhCth + СО (На) - Znr 4 СО2 (Н20).
Константа равновесия данной реакции
% ~ Р2пРСОг !рсо (130)
или
*=Рг^нгО';РН/ <131)
При восстановлении окислов в присут-
ствии твердого углерода процесс можно рас-
сматривать как двухстадийный:
(1) МеО 4- СО Me 4- СО2
(2) СО2 4- С 2СО
МеО 4- С Me 4- СО
Константы равновесия реакции восста-
новления окисла и газификации углерода,
а также зависимость общего давления робщ
от парциальных давлений компонентов газо-
вой смеси выражаются формулами:
К(1» -= РСДа Рсо / (Г), (1.32)
К(2) = Pcq:Pc£), =- / (74, (1.33)
Реол- РсО2 — Робщ- (1.34)
Совместное решение этих уравнений поз-
воляет определить все три неизвестные вели-
чины (рс0, рСОл и Ро9[(() ДЛЯ заданных
температур.
Механизм твердофазного восстановления
окислов металлов, согласно современной ад-
сорбционно-автокаталитической теории, раз-
виваемой Г. И. Чуфаровым с учениками, со-
стоит в адсорбции газа-восстановителя (Ваде)
реакционной поверхностью, отрыве кисло-
рода от окисла и соединении его с адсорби-
рованным газом-восстановителем (Вг) и де-
сорбции газообразного продукта восста-
новления (ВОГ). Схематично этот процесс
может быть представлен следующим обра-
зом:
МеОтн 4” В г МеОтвВадс
МеОтвВдцс ~ МетнВОадс
МетвВОадс — МеТв 4" ВОр
Восстановление интенсифицируют некото-
рые добавки. Карбонат калия даже в не-
больших количествах резко ускоряет восста-
новление магнетита водородом. Аналогично
действуют галогениды щелочных металлов.
Восстановление развивается ступенчато
и зонально. Принцип последовательности
превращений (А. А. Байков) состоит в том,
что высший окисел при взаимодействии с вос-
становителем переходит в низший и в конеч-
ном итоге — в металл. Так, восстановление
окислов железа может протекать по двум
схемам:
Fc2O3 -> Fe3O4 -> FeO -> Fe (T> 845 Kj
FeaO3 -> Fe304 -> Fe (T< 845 K).
При восстановительно-
сульфи лизирующем обжиге окис-
ли металлов переводятся в сульфиды с целью
последующего их извлечения из руд флота-
цией.
Восстановительный или ма-
гнетизирующий обжиг бедных же-
лезных (гематито-мартитовых, гидроокис-
ных и сидеритовых) руд осуществляется
для перевода немагнитных и слабомагнит-
ных соединений в искусственный магнетит
Fe3O4 или ферромагнитную окись железа
y-Fe2O3 (маггемит). Последние успешно вы-
деляются в концентрат магнитной сепара-
цией в полях невысокой напряженности
(40—120 кА/м).
Практический интерес представляет воз-
можность реализации восстановительно-
окислительного магнетизирующего обжига,
которая сводится к определению области
температур и скорости охлаждения воздухом,
обеспечивающих устойчивость -у-Бе^з.
образующейся в процессе окисления восста-
новленной руды 182].
При магнетизирующем обжиге железных
руд при температуре ниже 845 К восстано-
вление, согласно диаграммам равновесия
Fe — С — О и Fe - Н — О (рис. 1.31),
должно протекать без образования немагнит-
ного вюстита. Однако при таких низких
температурах в практических условиях вос-
становление идет очень медленно. Наиболее
действенным фактором интенсификации про-
цесса является именно повышение темпера-
туры обжига, предел которой — начало раз-
мягчения и спекания (для большинства руд —
около 1270 К).
Окись железа восстанавливается в при-
сутствии газообразных (окись углерода, во-
дород, метан), жидких и твердых восстановн-
телей (мазут, бурые и каменные угли, коксо-
вая мелочь и др.). Последние могут вводиться
в смеси с обжигаемой рудой, а также могут
содержаться в руде в природном состоянии —
52
в виде сидерита, пирита, органических соеди-
нений.
Сидерит FeCO3 начинает разлагаться при
томпературе около 670 К. В установившейся
газовой атмосфере вюстит неустойчив и окис-
ляется до магнетита. Необходимый для этого
кислород отнимается от трехвалентного же-
леза либо от двуокиси углерода. В послед-
нем случае образующаяся окись углерода
восстанавливает присутствующую в руде
окись железа до магнетита, т. е. FegOg вос-
станавливается с помощью FeCO3. Упрощенно
конечный результат этого процесса можно
представить следующим образом;
ЗРеСО^ 4- 3Fe2O3 + яСОз = 3Fe3O4 + (л -J-
4- 3) соа
Пирит также эффективный восстановитель:
FcS2 4- 16Fe2Og = HFe3O4 4- 2SO2
В промышленных условиях эта реакция
не используется, так как находящаяся в руде
сера сгорает за счет кислорода отходящего
гзза во время нагрева руды до температуры
начала восстановления.
Содержание органических соединений
з рудах обычно колеблется от сотых долей
До 1 %. В процессе восстановления участвуют
как углерод, так и водород органических
соединений.
Наиболее эффективный твердый восста-
новитель — бурые угли. При использовании
“вердых восстановителей достигается более
высокая скорость восстановления, чем при
газообразных восстановителях, а также упро-
щается регулирование процесса обжига. Так,
г.ри обжиге с твердым восстановителем вместо
газообразного в трубчатой вращающейся печи
длиной 30 м и диаметром 3,2 м повысилась ее
производительность на 30—50 %.
При использовании твердых и жидких
восстановителей выделяющийся газ взаимо-
действует с окислами железа непосредствен-
но в мое руды в печи. Поэтому нет необхо-
димости в высоких концентрациях газов-
восстановителей (сумма СО и Н2 — до 10—
'5 %).
Для оценки качества восстановительного
магнетизирующего обжига принята степень
ьссстановления окиси железа до магне-
“?та;
= FeO 2,33-100/Fe, (1.35)
где FeO, Fe — содержание закиси железа
к железа в обожженной руде, %; 2,33 —
отношение молекулярных масс ЗГе : ГеО
в магнетите.
Показатель г\ является условным по сле-
дующим причинам: он недостаточно точно
характеризует степень перевода окиси железа
з магнетит, так как двухвалентное железо
определяется химическим анализом не-
зависимо от того, связано ли оно с магнети-
том. сидеритом, силикатами, вюститом и т. п.;
“гн значениях выше 100 % утрачивается
физический смысл показателя
Рис. 1.31. Диаграмма равновесия Fe —С—О и
Fe Н-О
Более универсальный показатель г2 —
степень восстановления:
г2 = [1/3 (Fe2+) + FeMeT] 100/FeoGul. (1.36)
Содержания двухвалентного, металличе-
ского и общего железа в восстановленной руде
определяются химическим анализом. При
такой оценке окислы железа по степени вос-
становления характеризуются величинами
(%); Fe2O3 0; Fe3O4 11,1; FeO 33,3; Fe>WT 100.
Дополнительный контроль качества вос-
становительного обжига осуществляется
но данным магнитного разделения проб
обожженной руды. Этот метод контроля
является единственно применимым при
обжиге с получением магнитной фазы в виде
T-Fc2O3.
Для большинства окисленных руд [82 ]
наиболее высокие показатели получаются
при обогащении обожженной руды, имеющей
степень восстановления несколько выше,
чем у химически чистого магнетита. Напри-
мер, оптимум степени восстановления *, оце-
ниваемый извлечением железа в магнитную
фракцию, для криворожских окисленных
железистых кварцитов (рис. 1.32) находится
около 120 % (13,3 %) [повышение извлече-
ния железа при степени восстановления
выше 255 % (28,3 %) объясняется появле-
нием металлического железа].
Необходимость перевосстановления руды
при обжиге выше 100 % (11,1 %) объяс-
няется;
присутствием и образованием при обжиге
в руде Fe2+, связанного с силикатами, по-
вышающего степень восстановления, но не
способствующего улучшению показателей
обогащения;
зональностью восстановительных процес-
сов; для нормального восстановления
центра куска руды неизбежно перевоеста-
новление периферии, что ведет к некоторому
перевосстановлению руды в целом;
стремлением получить оптимальную раз-
ницу магнитных свойств разделяемых фрак-
ций путем перевода в слабомагнитное, вю-
ститное или фаялитное состояние окиси
и гидроокислов железа, тонковкрапленных
* Определяемый по формулам соответственно
(f .35) и (f.36). Оптимум, определяемый ио фор-
муле (1.36). приводится в скобках.
53
Рис. 1.32. Зависимость показателей обогащения
криворожских окисленных железистых кварцитов
от степени восстановления при обжиге:
J и 2 — соответственно содержание и извлечение
железа в магнитной фракции
(и поэтому легковосстановимых, но трудно-
извлекаемых в концентрат) в породной части
руды. Без перевосстановления или перевода
в фаялит эта часть руды приобретает при
обжиге высокую магнитную восприимчи-
вость (в результате образования в ней тонко-
дисперсного магнетита) и при магнитной
сепарации переходит в концентрат, обедняя
его. Режим обжига с недовосстановлением
этой части руды также приведет к ее слабой
магнитной восприимчивости, но такой
режим неприемлем, так как основная масса
окислов железа в рудной части также будет
недовосстановлена.
Магнетизация железных руд обжигом
проводится на Криворожском центральном
горно-обогатительном комбинате (ЦГОК),
Лисаковском горно-обогатительном комби-
нате (Л ГОК), Кремиковском металлурги-
ческом комбинате (НРБ), обогатительной
фабрике в Уайялле (Австралия).
Па ЦГОКс обогащаются обжигмагнит-
ным способом окисленные кварциты, содер-
жащие 33—36 % железа. Обжиг осущест-
вляется в трубчатых вращающихся печах
размерами 3,6 X 50 м, производительность
печи 1100—1200 т/сут. Печи оборудованы
периферийными горелками и фурмами для
ввода природного газа в слой нагретого
материала. В качестве топлива используется
природный газ. Вместе с бурым углем (4—-
6 % массы руды) природный газ участвует
также и в восстановлении руды. Находясь
в печи в течение 2,5—3 ч, руда (крупность
в основном 25—0 мм) нагревается до темпе-
ратуры 1020—1070 К, при этом основная
масса окиси железа восстанавливается до
магнетита. Обожженная руда (температура
970—1020 К) поступает в охладительный
барабан, где охлаждается водой, после чего
ленточными конвейерами подается на обо-
гащение.
Продукты горения в печи движутся на-
встречу руде и, выходя из топочного про-
странства с температурой 770—870 К, по-
ступают в систему пылеулавливания и охла-
ждения (водой). Баланс твердых продуктов
обжига (% массы сухой исходной руды):
обожженная руда 84, уловленная пыль из
отходящих газов и из пара охладительных
барабанов 12,5, потери при обжиге 3, пыль
в атмосферу 0,5. Баланс расхода тепла (%):
с дымовыми газами 36, с обожженной рудой
48,6, на эндотермические реакции 0,6, потери
через кладку и кожух 13, прочие потери 1,8.
Обожженная руда имеет степень восста-
новления 75—90 % (против оптимальной
110—120 %) и содержание железа 36—38 %,
в том числе (%): магнетита 22—27, гематита
5—7, силикатов железа 1—3 и вюстита 0,7—
1,5. Получаемый концентрат содержит около
64,5% железа при извлечении его 77—78 %
обожженной руды и 65—70 % исходной.
Высокая себестоимость концентрата об-
жигмагнитного обогащения (11-—11,5 руб/т)
обусловлена низкой степенью восстановле-
ния обожженной руды (что приводит к боль-
шим потерям железа при обогащении), высо-
ким расходом бурого угля и природного газа
(на 1 т концентрата соответственно 145 кг
и 101 м3), большими потерями руды с пылью
обжиговых печей.
Т р убчатые вр ащающиеся печи, как аг-
регаты для обжига, нуждаются в совершен-
ствовании их конструкции, так как их не-
достатками обусловлено несовершенство тех-
нологии обжига.
Обжиг гидроокисных руд на ЛГОКе осу-
ществляется на опытно-промышленной
установке (рис. 1.33) в печи ступенчато-
взвешенного слоя (СВС) производительностью
750 тыс. т руды в год.
Печь представляет собой прямоугольную
камеру, футерованную огнеупорным кир-
пичом, с каскадом гребней треугольного
сечения в поперечнике, между которыми
расположены воздушные фурмы и газовые
горелки, обеспечивающие транспорт и
термохимическую обработку руды во взве-
шенном состоянии. Нагретая до 1070—
1120 К и частично восстановленная руда
в смеси с твердым восстановителем поступает
в камеру довосстановления, где завершается
перевод окислов железа в магнетит. Печь
работает по принципу противотока.
Важным достоинством тепловой обработки
руды в печи СВС является ее высокая ско-
рость: за 1—2 мин пребывания руда в печи
успевает высушиться, дегидратироваться и
нагреться до температуры начала восстано-
вления. При этом температура отходящих
газов относительно невелика (470—620 К).
Для подобной тепловой обработки руды
в трубчатой вращающейся печи требуется
2—3 ч.
Печь для обжига лисаковской руды в сту-
пенчато-взвешенном слое, используемая на
ЛГОКе, является базовой для разработки
промышленного агрегата для обжига лиса-
ковских и других гидроокисных руд.
Разработка промышленного агрегата СВС
(производительность 2 мли. т в год по руде^
54
Еис. 1.33. Опытно-промышленная установка маг-
нетизирующего обжига С печью СВС-1 на ЛГОКе:
— подача угля; 2 — то же, руды; 3 -- рудный
желоб; 4 — печь СВС; 5 — охлаждение руды;
• — бункер Довосстановления; 7 — насос; 3 —
рекуператор; 9 — циклоны; Ю — скрубберы;
:: — дымососы; 12 — уловленная пыль; 13 —
Я'Здукодувка; 14 — бункер возврата пыли
выполнена с учетом недостатков, выявленных
дри эксплуатации опытной установки и
тс’раненных в печи СВС.
Питание печи -— руда не крупнее 10 (20) мм.
В настоящее время в опытную печь для
транспортировки руды крупностью 40—
С мм (отдельные куски до 100—150 мм) воз-
дух и продукты горения подаются со ско-
ростью 100—150 м/с. Это ведет к транспорти-
ровке основной массы руды под сводом печи
е быстрому его износу. По этой же причине
в печь подается большое количество излиш-
него газа и воздуха, что снижает ее экономич-
ЕССТЬ.
Печь не оснащена па выгрузке из нееобож-
.кечяой руды надежным в эксплуатации
сгеколомателем: его отсутствие приводит
£ длительным простоям, связанным с чисткой
камеры довосстановления руды. Запроек-
тировано внедрение экономичной системы
пылеулавливания и возврата крупной уло-
вленной пыли в печь.
Для магнетизирующего обжига исполь-
зуются также печи кипящего слоя, получив-
сше широкое распространение для окис-
лительного обжига сульфидных концентра-
тов.
Одно из необходимых условий обжига
s кипящем слое — строго регламентирован-
ная крупность обжигаемой руды, которая
ае должна превышать 3—5 мм. Получение
?уды такой крупности является сложной тех-
ел ческой задачей.
Обжиг в кипящем слое сопровождается
весьма высоким выносом руды, достигающим
25 % и более. Необходимость улавливания
этой части руды и ее возврат в процесс серь-
езно осложняют конструкцию агрегата.
Для снижения температуры отходящих
газов сооружаются сложные по конструкции
многозонные печи.
В Австралии введена в эксплуатацию
фабрика для обжигмагнитного обогащения
гематитовой руды района Мидлбек Рейндж
в Уайялле. Для магнетизирующего обжига
окисленной руды установлены два трех-
зонных вертикальных реактора кипящего
слоя фирмы «Дорр-Оливер» (США) с наруж-
ным диаметром 9,15 м, высотой 33,55 м
и производительностью 3400 т/сут каж-
дый.
Реактор состоит из трех зон; предвари-
тельного нагрева вверху, зоны обжига в се-
редине и восстановления внизу. Загружа-
емая в реактор сверху мелкая гематитовая
руда нагревается в верхней зоне до 523—
573 К горячими газами, поднимающимися
кверху из зоны обжига. Продукт зоны пред-
варительного нагрева направляется в зону
обжига, а газы проходят очистку в двух
циклонах и скруббере. Уловленная пыль
поступает в зону восстановления.
В зоне обжига сжигают отработанный газ
из зоны восстановления н мазут для подвода
части тепла, необходимого для ведения про-
цесса. Продукт из этой зоны автоматически
поступает в зону восстановления по внешней
трубе. Тепло для восстановления руды в зоне
получается в результате сжигания мазута
непосредственно в кипящем слое, где часть
мазута сгорает, смешиваясь с воздухом,
подаваемым для создания кипящего слоя ма-
териала, а остаток крекируется и создает
восстановительную атмосферу для превра-
щения Fe2O3 в Fe3O4.
55
Температура в зоне восстановления дости-
гает 1020 К, т- е. вполне достаточна, чтобы
обеспечить восстановление. Восстановленная
руда из этой зоны выгружается с помощью
автоматически регулируемого клапана,
который поддерживает заданную высоту
кипящего слоя в зоне восстановления. Вме-
сте с восстановленной мелочью и пылью,
поступающей из газоочистки, руда охла-
ждается водой, чтобы предупредить повтор-
ное окисление магнетита в гематит. Реакторы
работают в полуавтоматическом режиме.
Высокожелезистые бокси-
ты, переработка которых в байеровском
процессе из-за значительной их сидеритиза-
ции нерентабельна, подвергаются магнети-
зирующему обжигу (81]. Цель обжига —
частичный перевод соединений железа в ма-
гнитную форму, разложение сидерита, уда-
ление органических веществ и влаги. Обжиг
бокситов, содержащих (%): А12О3 38,9—
41,6; SiOa 9,8—10,1; Fe2O3 19—22,6; С0.2
2,2; п. п. п. 23,6—24,5, гарантирует при
выщелачивании обожженного продукта
приемлемое извлечение глинозема — 64—
67 % , что составляет 90—95 % теоретически
возможного. Режим обжига характеризует-
ся следующими параметрами: температура
газа в зоне восстановления — около 1070 К,
что соответствует температуре обжигаемого
боксита 920' К; необходимое содержание
углерода в шихте достигается добавкой 3 %
бурого угля; содержание кислорода и окиси
углерода в печных газах — соответственно
2—3 и 5—6 %.
При обжиге глинозем переходит в форму
y-Fe2O3. После выщелачивания красный шлам
подвергается магнитной сепарации при
напряженности поля 80—100 кА/м, в резуль-
тате которой получаются шламы, пригодные
для дальнейшего использования в ветви
спекания. Магнитный продукт после соот-
ветствующих перечисток пригоден для
использования в черной металлургии.
Бедные труднообогатимые железные руды
также подвергаются металлизиру-
ющему обжигу. Восстановление ве-
дется обычно в присутствии избытка твердого
углерода и носит название прямого восста-
новления, в отличие от косвенного, про-
текающего только с участием газообразных
восстановителей. При прямом восстановле-
нии регенерация СО по реакции СО2 С =
= 2СО (158 382 Дж) обеспечивает содержа-
ние окиси углерода в смеси СО -ф- СОа по-
стоянно выше равновесного для данной ста-
дии восстановления:
3Fe2O3 4- СО = 2Fe3O4 4- СО2 J- 37 254 Дж
2Fe3O4 -f- 2СО = 6FeO 4- 2СО2 — 41 916 Дж
6FcO 4- 6СО = 6Fe 4- 6СО2 4- 81 900 Дж
Fe2O3 4- ЗСО = 2Fe 4- ЗСО2 4- 25 746 Дж.
Крупность образующихся частиц метал-
лического железа зависит от температуры
процесса.
56
Практическое распространение получили
процессы двух типов: RN-процесс и кричный
(Крупп-Ренн-процссс). Оба осуществляются
в трубчатых вращающихся печах. Первый —
при 1270—1420 К и твердофазном состоянии
шихтовых материалов. Второй заканчи-
вается образованием полурасплава при
1570—1620 К.
RN-процесс был освоен в промышленном
масштабе в США.
В печь загружается шихта, состоящая из
смеси дробленой руды и углеродистого вос-
становителя в таком количестве, при котором
60—75 % углерода возвращается в процесс
в качестве оборотного продукта. Темпера-
тура восстановления (1370 К) исключает
образование жидкой фазы.
Из печи выгружается полупродукт, со-
стоящий из пустой породы и металлического
железа. Обогащение полупродукта прово-
дится по сложной схеме, включающей из-
мельчение и магнитную сепарацию с пятью
перечистками.
При переработке бедных труднообогатимых
руд получают 70 % высококачественного
железного концентрата, содержащего 90—
q5 % FeO6in (около 90 % FeMeT и менее 3 %
5Юг) и 30 % концентрата низкого качества
(80—85 % РеОбщ и 8 % S1O2). Повышение
температуры процесса до 1570—1620|К поз-
воляет повысить удельную производитель-
ность обжиговых печей и укрупнять частицы
металла, что значительно улучшает условия
обогащения обожженного полупродукта.
Полученный металлизованный концен-
трат применяется не только в черной метал-
лургии, но и в цветной — для цементации
цветных металлов при гидрометаллурги-
ческом их извлечении.
Исследованиями и практикой устано-
влено, что RN-процессу более целесообразно
подвергать руды, содержащие большое коли-
чество свободного кварца. Для высокотемпе-
ратурной обработки кричным процессом
более пригодны руды, в которых пустая
порода представлена алюмо железистыми
силикатами при отсутствии кварца, так как
последний способствует образованию в печи
прочных трудноудал немых настылей.
Примером сырья, наиболее пригодного для
кричного процесса, являются бедные руды
и отходы гравитационного обогащения руд
Керченского местор ождения, содержащие
30—38 % железа. Они имеют весьма благо-
приятные свойства для высокотемператур-
ного обжига: однородны по распределению
текстурно-минералогических компонентов,
изоморфны и легкоплавки, так как почти не
содержат кварца. Соотношения (СаО 4-
4- MgO) : SiO2 = 0,20—0,30 и А12О3 : SiO2 =
= 0,26—0,34 отвечают оптимальному со-
ставу щихты для металлизации кричным
процессом [82).
Восстановительный обжиг
никельсодержащих латеритовых
и серпентинитовых руд осуществляется на
заводе Никаро (Куба) (при соотношении
руд 2 : 1) с последующим охлаждением огарка
в нейтральной атмосфере, выщелачиванием
его в растворе углекислого аммония и оса-
ждением никеля и кобальта нагреванием
раствора.
Руда восстанавливается в 16 подовых
печах, обогреваемых генераторным газом.
Дополнительное тепло поступает от сжи-
гания мазута при коэффициенте расхода
воздуха 0,5, что обеспечивает сильновосста-
новительную атмосферу. Температура руды
не должна превышать 1050 К, чтобы ограни-
чить образование растворимой MgO. В печах
происходят реакции:
NiO+ Н2 = Ni Н2О
3FeaO3 -J- Н2 = 2Fc3O4 -|_ Н2О
NiO -% СО = Ni 4. СО2.
Поскольку в руде никель находится глав-
ным образом в виде твердого раствора в окис-
лах железа, конечный продукт восстановле-
ния представляет собой железо-никелевый
сплав, который затем извлекается и раз-
деляется в гидрометаллургическом пере-
деле.
Восстановительный обжиг
оловянных концентратов имеет
зелью устранение побочных реакций образо-
вания нелетучей пятиокиси мышьяка, арсе-
датов и сульфатов тяжелых металлов, ча-
стичный перевод железа в форму легко рас-
творимой при выщелачивании закиси, для
«его к обжигаемому материалу обычно до-
бавляют восстановитель от 30 до 130 кг/т.
Чтобы обеспечить низкое содержание серы
г мышьяка в огарке, поддерживают высокую
"емпературу обжига, уровень которой, од-
нако, ограничен возможностью спекания ма-
териала и летучестью сульфида и закиси
слова.
Наиболее распространен обжиг оловян-
гсго сырья в шести-, восьмиподовых печах
'сбшая площадь 80—120 ' м2). Температура
=2 верхнем (подсушивающем) поде изме-
гяется в пределах 470—820 К, а на наиболее
горячих (втором — пятом подах) достигает
“Л— 1120 К. Удельная производительность
кногоподовых печей составляет 0,15—
1.3 т'м2.
При обжиге низкосортных оловянных
концентратов, содержащих (%): Sn 10—
jO; S 3—25; As 0,5—5, степень десульфура-
ы* — 80—97 %, а степень деарсепнзации —
—85%. Выход огарка равен 80—95 %,
—держание в нем серы и мышьяка — по
УЗ—1 %. Потери олова не превышают 0,2—
1-5 %. При взаимодействии соляной кислоты
с сульфидами выделяется токсичный серо-
юлород, поэтому на выщелачивание должны
ихтупать только обожженные концентраты,
содержащие около 1 % серы.
На некоторых предприятиях для обжига
слювянных концентратов применяют труб-
’атые вращающиеся печи, а также печи
гтдящего слоя, характеризующиеся высокой
удельной производительностью 14—
i" т(м3«сут) при хорошем качестве огарка.
Обжиг в печах кипящего слоя оловянных
юсдентратов с добавкой (в случае малого
гсмржания серы) до 6—10 % угля прово-
дится при 1070 ± 20 К в одну или две ста-
дии. Степень десульфурации составляет
85—98 %, степень деарсенизации — 75—
90 %.
Проходит промышленную проверку «вих-
ревой» обжиг в аппаратах циклонного типа.
Газы, получаемые при обжиге оловянных
концентратов, наиболее целесообразно очи-
щать в горячем электрофильтре при 570—
670 К с селективным улавливанием олова
и последующей мокрой очисткой с улавлива-
нием мышьяковых возгонов (71—73 % Аз),
практически не содержащих олова.
Восстановительным дистил-
ляционный обжиг сурьмы во
взвешенном состоянии осуществлен в Япо-
нии [22]. В обжиговую печь шахтного типа
поступает флотационная пена с располо-
женной в непосредственной близости обо-
гатительной фабрики. Температура в печи
1270—1470 К, расход кокса составляет 40 %
массы обжигаемого концентрата, степень от-
гонки сурьмы 87—90 %.
Тонкоизмельченный огарок перерабаты-
вают с извлечением благородных металлов.
В СССР разработан и внедрен в производ-
ство дистилляционный обжиг бедного сурь-
мяного сырья в кипящем слое. Рабочее сече-
ние печи в области кипящего слоя — около
11 м3, вблизи свода — 28 м3. Подина печи
круглой формы выполнена из жароупорного
бетона; в нее вмонтированы воздухораспре-
делительные сопла колпачкового типа из
специальной стали (живое сечение пода
1,3 %). Обжигаемый материал и уголь за-
гружаются внутрь печи кипящего слоя с по-
мощью эжектирующей трубы, в которую
подается сжатый воздух. Обожженный ма-
териал сливается через порог высотой 1,5 м
и удаляется с помощью гидротранспорта.
Высота газового пространства над слоем —
около 10 м [22].
Обжиг в печи кипящего слоя ведется при
1250—1290 К в слабовосстановительной ат-
мосфере (0,5—2,5 % СО) за счет того, что
дутьевой воздух расходуется с некоторым
недостатком против теоретически необходи-
мого для полного сжигания угля (3,6—
4 м3/кг угля).
При обжиге хвостов обогащения, содержа-
щих 0,5—1,5% Sb и имеющих крупность
0,3—0,5 мм, уголь крупностью 2—5 мм рас-
ходуется в количестве около 25 % массы
обжигаемого материала. Рабочая скорость
воздуха в слое составляет 15—20 см/с. Удель-
ная производительность печи по обжига-
емому материалу 13—16 т/(м2’сут).
Содержание сурьмы в огарках составляет
0,05—0,15%, в пыди первого циклона —
0,1—0,3 %, в пыли второго циклона — 0,5—
1,5 %, средневзвешенное содержание
сурьмы в отвальных материалах — 0,1 —
0,2%; выход огарка составляет 65—75 %,
выход циклонных пылей — 15—30%. Из-
влечение сурьмы в 25—30 %-ные возгоны,
улавливаемые в системе мокрой газоочистки,
составляет 70—80 %.
Восстановительно - сульф и-
дизирующий обжиг окисленных
57
Руда
\/\Дровлепие
J (до 10мм)
Всссгпцнпвигпсльный обжиг
(>1?,0К, 1~За/о Na2 ЗОц )
I
Гравитационное обогащение
Концентрат
флотация
F
Концентрат
К в ос ты
^01-0 2% Си
В от Кал
Рис. 1.34. Схема воссгановительно-сульфидизиру-
ющей переработки окисленной медной руды
никель-кобальтовых руд применяется для
бедных руд, плавка которых без обогащения
нерентабельна. Окислы никеля, железа, ко-
бальта, содержащиеся в руде, при обжиге
сульфндизируются, после чего извлекаются
из обожженной руды флотацией, как из
природных сульфидных руд. Сульфидиза-
торы — пирит, сера, сульфат натрия, высоко-
сернистый уголь или кокс, гипс, сернистый
газ. Например, окисленная никелевая руда,
содержащая около 1 % никеля, в восстано-
вительной атмосфере подвергается сульфи-
дизирующему обжигу при расходе пирита
10—15 % массы руды при 1370 К. Степень
сульфидизирования никеля 90—92 %.
После такой обработки и соответствующего
измельчения извлечение сульфидов во флота-
Рис. 1.35. Схема доводки черновых ниобиевых
концентратов
Черновой концентрат
t
Магнитная сепарация (15Ц2кА/м)
немагнитная | Магнитная
г фракция {фракция
—-----—I !
Магнитная сейарация(Ц77кА1м)
\Пиротлеро8ыо праоукт уКолумдитовый продукт
^немагнитная фракция) ^(магнитная фракция)
восстановительный обжиг Восстановительный обнеиг
I* — t Немагнитная
Магнитная фракция
франция
Немагнитная
фракция
Магнитная селарацьМФММм) Магнитная сепарация/Лк А)м)
Магнитная
I фракция
Пирохлоровый Проморр- Колумбита- Магнетит
продукт дукт выа продукт
(на злектричес-- (на злектрииес-
кую сепарацию) кую сепарацию]
ционный концентрат составило 84—89 %
при содержании никеля в нем 2,2—2,6%.
В качестве сульфидизатора возможно также
применение сульфата натрия, а в качестве
восстановителя — угля [78].
Под действием углерода сульфат натрия
легко восстанавливается до сульфида:
Na^SO^ 4~ 2С = NaaS -|~ 2СОа
Сульфид натрия — активный сульфидиза-
тор окислов никеля, кобальта и железа.
Сульфидизация окиси железа идет по реак-
ции
2Fe2O3 4. 5Xa2SO4 4- 16С = 4FeS -? NaaS ф-
4- 2Na2CO3 4- 2NaaO 4- I ОСО 4- 4CO2
Образующийся пирротин вместе с суль-
фидами никеля и кобальта представляет
собой достаточно крупные для флотации
включения. При сульфидизации окислен-
ной никель-кобальтовой руды в течение
30 мии при 1120—1220 К степень перехода
в сульфиды никеля и железа составляет 98—
100 %, а кобальта -— 95—97 %. Обработан-
ная таким образом окисленная никель-ко-
бальтовая руда становится вполне при-
годной для флотационного обогащения.
Восстановительный обжиг
окисленных медных руд может
быть применен для интенсификации их
флотационного обогащения.
Перерабатываемая руда содержит 0,83 %
меди, 0,15 % серы. Железо в руде присут-
ствует в виде гидроокиси (лимонита) и ча-
стично в виде пирита, медь — в виде мала-
хита, азурита, хризоколлы, галлуазита.
Дробленую РУДУ смешивают с сульфатом
натрия (1—3%), обжигают при 1120 К
в печн кипящего слоя, в которой создается
восстановительная атмосфера (%): СОг 6,4 —
7; СО 4,4—4,6; О2 0,1—0,2; На 9,7.
По данным минералогического анализа,
в обожженной руде отсутствуют лимониты,
железо представлено только в виде магне-
тита, а медь в основном в виде корольков
металла, крупность которых колеблется от
0,01 до 0,3 мм. Полученную обожженную
руду после измельчения до 70 % класса
—0,074 мм подвергают флотационному обо-
гащению с собирателем — бутиловым ксанто-
гепатом в сочетании с машинным маслом.
Минералогический анализ отвальных
хвостов показал, что основная часть меди
в них находится в виде корольков размером
более 0,2 мм. Для извлечения крупных ко-
рольков меди были проведены опыты грави-
тационного обогащения восстановленной
руды. Хвосты гравитации направляли на
измельчение и флотацию (рис. 1.34). Общее
извлечение меди при гравитации и флотации
составило 75—78 %. Извлечение меди из
хвостов операции гравитации флотацией —
62,3—72 % при расходе ксантогената 50—
150 г/т. Содержание меди в отвальных хво-
стах снижается с 0,32—0,35 до 0,18—0,2 %.
Восстановительный обжиг
для доводки черновых ниоби-
евых, цирконовых и ильмени-
58
а.
Цирконовый, концентрат
Восстановительный обжиг
( в токе природного газа.)
Охлаждение
Основная магнитная сепарация
Немагнитная I
фракция у
I Магнитная
фракция
Ильменитовый концентрат
I
Восстановительный обжиг
(7070К^6 токе природного газа)
Охлаждение (без дос-
тупа, воздуха)
Выщелачивание ( нсъ)
Магнитная (или элек-
трическая) сепарация
Магнитная Немагнит-
фракция ная фрак-
(проводя- ция(непро-
,( щая) водящая) ,(
На доизвлече- [
мае рутила.
Цирконовый кон-
центрат J!l со рта
U Магнитная
фракция
Немагнитная
фракция
Обезвоживание,промывки.
Твердый.
v ост ат а к
ТГ перечистная
-----------1 Раст вар (на ней-
I трализацию]
душка, пракаливанце(/070К)
U Магнитная
фракция
Немагнитная
фракция
Магнитная сепарация
Окислительный ивжиг
Магнитная
фракция
Охлаждение
Струйное измельчение
на упаковку цирконового
концентрата. I сорта.
Немагнитная
фракция (искус-
ствен ный ру-
тил)
5
Fee. 1.36. Технологическая схема дообогащення
«лрюнового (я) и ильменитового (б)
ш»ицентратов
то вы х концентратов проводится
по технологической схеме обогащения этих
продуктов, включающей обжиг слабомагнит-
жых железосодержащих минералов в силь-
еомагнитные (на основе магнетита, маггемита
жди металлического железа) и последующее
«х выделение магнитной сепарацией [57].
При доводке черновых ниобиевых кон-
центратов (рис. 1.35) получают пирохлоровый
ж колумбитовый иоицентрагы, содержащие
2S.4 % 1ЧЬ20Б (в исходном черновом кон-
центрате содержится 7,5 % Nb3O5) при из-
влечении 84,3 %. Последующая доводка этих
жонпентратов до товарных (>37% МЬ2О5)
может быть осуществлена электрической се-
парацией или флотацией. Для аналогичной
цели восстановительный обжиг исполь-
зуется при дообогащении цирконового
*рис. 1.36, а) и ильменитового (рис. 1.36, б)
концентратов.
5. Хлорирующий и
восстановительно-хлорирующий
«бжиг
В атмосфере газообразного хлора обжи-
гаются руды и концентраты для облегчения
звлечеиия из них титана, ниобия, тантала,
циркония, гафния, редкоземельных метал-
лов, германия, меди (из никелевых кон-
центратов) и других металлов.
Сущность этого метода состоит в том, что
рудный концентрат, один или в смеси с уг-
лем, подвергается действию газообразного
хлора при 802—1170 К. Хлорирование про-
водится в шахтной, электрической печи,
горизонтальном вращающемся хлораторе,
в печи кипящего слоя, в хлораторе в присут-
ствии твердых хлоридов или в расплаве
хлористых солей.
Образующиеся в процессе хлорирования
низкокипящие хлориды ниобия, тантала,
циркония, титана, ванадия, вольфрама, мо-
либдена, железа, алюминия и некоторых
других металлов улетучиваются и улавли-
ваются в конденсационных устройствах, а вы-
сокой ипящие хлориды щелочных, щелочио-
и редкоземельных металлов (а также тория)
остаются в шихте или в расплаве. Таким пу-
тем достигается разделение хлоридов. Они
также могут разделяться при гидрометал-
лургической переработке.
При хлорировании окислов металлов хлор
вытесняет кислород из окисла, а образу-
ющийся кислород соединяется с углеродом
угля, в результате чего равновесие реакции
сдвигается в сторону образования хлорида.
По-видимому, уголь может также сорбиро-
вать хлор, который затем образует с углеро-
дом непрочные соединения (хлориды угле-
рода, фосгеи), вступающие в реакцию с окис-
лами металлов в качестве высокоэффективных
59
Рис. 1.37. Трубчатый реактор для хлорирующего
обжига никелевого огарка;
1 — загрузочная течка; 2 — кожух; 3 — огне-
упорная футеровка; 4 — разгрузочное устройство
хлорирующих реагентов. По сродству к хло-
ру отдельные окислы металлов при хлори-
рования в присутствии угля располагаются
в следующий ряд: CUgO > NiO > CaO >
> Fe2O3 > Cr2Os > MgO > CaO > TiO3 >
> A12O3 >SiO2.
Хлорирующий обжиг нике-
левого концентрата применяется
для разделения никеля и меди при неболь-
ших количествах ее в руде в процессе пере-
вода сульфидной и окисленной меди при об-
жиге в легко растворимые в воде хлориды
[45]. Хлорирующему обжигу подвергается
никелевый огарок (продукт окислительного
обжига), содержащий 1—3 % S. Процесс
осуществляется при 970—820 К за счет
тепла горячего огарка и регулируется до-
бавками поваренной соли или сильвинита
(10—12 % массы огарка).
Хлорид натрия разлагается сернистым ан-
гидридом печных газов в присутствии кисло-
рода:
2\’аС1 + SO2 - Na2SO4 4- Cla.
Скорость и полнота разложения поварен-
ной соли увеличиваются с повышением кон-
центрации окислов серы в газах и при нали-
чии в шихте катализаторов (окислов железа
и никеля). Выделяющийся при этом газо-
образный хлор очень активен и интенсивно
хлорирует соединения металлов, присут-
ствующих в огарке, и в первую очередь —
соединения меди. Закись никеля поддается
воздействию хлора медленнее, чем окись
меди, с еще меньшими скоростями реагируют
с хлором окись-закись кобальта и окись
железа. Поэтому медь в огарке хлорирую-
щего обжига в основном присутствует в форме
легкорастворимых хлоридов и оксихлори-
дов, а железо, кобальт и никель остаются
преимущественно в виде нерастворимых
окислов.
Хлорируется никелевый огарок, содержа-
щий (%): Ni 75—76; S 1—3; Си 1—2,5; Fe
0,3 и Со до 0,5 и поступающий из печи кипя-
щего слоя при 1070—1120 К.
Хлорирующий обжиг ведется в трубчатом
реакторе (рис. 1.37), футерованном изнутри
шамотным кирпичом. Угол наклона реак-
тора к горизонту — 1° 20'. Перемешивание
я перемещение шихты к разгрузочному кон-
цу реактора осуществляются в результате
60
вращения барабана с частотой 0,6—2 мин"1.
Сильвинит или поваренную соль дозируют
в реактор с помощью шнекового питателя.
Производительность реактора при тем-
пературе процесса 1020 К составляет 50—
60 т/сут. При этом перевод меди в раствори-
мую форму достигает 75—80 %, пылевынос
при обжиге не превышает 3—4 % массы
обжигаемого материала.
Разгрузочная часть реактора оборудо-
вана кольцевым грохотом с отверстиями диа-
метром 2—3 мм, позволяющими классифици-
ровать хлорированный огарок по крупно-
сти. Мелкая фракция, содержащая медь
в основном в водо- и кислоторастворимой
формах, поступает на выщелачивание, круп-
ная фракция, содержащая значительно мень-
ше растворимой меди, — в оборот.
Восстановительно-хлориру-
ю щ и й обжиг рутилового и ильменито-
вого концентратов осуществляют для полу-
чения четыреххлористого титана (основное
сырье для производства металлического ти-
тана). Четыреххлористый титан также
получают хлорированием титансодержащих
концентратов, шлаков или синтетической
двуокиси титана. Двуокись титана (так же
как и двуокись циркония) при 1270—1370 К
взаимодействует с хлором незначительно,
в присутствии же углерода полностью хло-
рируется при 770—820 К-
В промышленных условиях хлорирование
осуществляется при температуре 970—1270 К
с добавкой твердого восстановителя в шихту.
Хлорирование протекает по следующим сум-
марным реакциям:
TiO2 4. С ф- 2С1а = TiCl4 4- СО3
ТЮ2 + 2С 4- 2С12 = TiCl4 4- 2СО
Присутствующие в шихте окислы кальция,
марганца, железа, магния хлорируются прак-
тически полностью. Степень хлорирования
окислов алюминия н кремния не превышает
40 %. Образующиеся в процессе хлорирова-
ния низкокипящие хлориды кремния, вана-
дия, титана, железа и алюминия в газообраз-
ном виде отводятся в систему конденсация,
где разделяются. Малолетучие хлориды
кальция, магния, марганца вместе с окислами
кремния и алюминия концентрируются
в остатке.
Метод хлорирования обладает рядом
достоинств, главные из которых: высокая
реакционная способность хлора, простота
и эффективность разделения тетрахлорида
и сопутствующих хлоридов, высокая произ-
водительность технологического оборудова-
ния в процессе хлорирования и разделения
хлоридов.
На практике обычно восстановителем яв-
ляется нефтяной кокс, содержащий (%):
летучих 5, золы 1,3, влаги 1 [16]. Титан-
содержащий продукт (72 %) и кокс (18 %)
брикетируют с добавкой в качестве связу-
ющего каменноугольного пека (10 %). Полу-
ченные брикеты коксуются для удаления
влаги до 0,1 % и летучих до 0,3%, после
чего хлорируются в шахтной печи (рис. 1.38).
—тя хлорирования используется анодный
иор-агент (66—78 % хлора) с добавкой
00 %-ного С12. Процесс ведется без подвода
ггла извне при температуре в зоне реакции
<0—1370 К, регулируемой подачей хлор-
агента. Извлечение титана из брикетов в те-
тгхлорид составляет 77—84%, потери ти-
аг с отвальными твердыми хлоридами —
:^оло 4 %.
Температура выходящей паро-газовой
zwtcn 870—1170 К, пылевые камеры, нахо-
дящиеся в начале системы ее конденсация,
зайду малого выноса пыли, служат в основ*
*см для улавливания высококнпящих хло-
г^дов. Расход хлор-агента на 1 т тетрахло-
геда титана — около 1 т. Оптимальная вы-
лета слоя — 2,7 м, при увеличении свыше
3 м наблюдается сводообразование из-за
i-'нденсации высококипящих хлоридов.
Аналогично хлорируются цирконовые
Шипентраты, а также пиритные огарки для
зесевода в возгоны содержащихся в них
тзегных и благородных металлов с отделе-
нием их от железа.
Восстановительно - хлори-
ту ю щ и й сегрегационный о б -
ж а г труднообогатимых руд цветных метал-
ле проводится с добавкой твердых хлори-
де в (\аС1, СаС12 и Др.) и восстановителя (кок-
угля) при 1170—1270 К и выше (вплоть
ж температуры начала спекания руды).
Хлориды (до 6 % массы руды) в присутствии
*зегдого восстановителя (до 4 %) разлага-
гхя парами воды, содержащимися в атмо-
T5rt?e печи:
СаС1а 4- Н,0 = CaO + 2НС1
2VаС1 Н2О + SiOa = 2НС1 Na3SiO3
Выделяющийся хлористый водород (и,
жлможно, хлор) хлорирует окислы цветных
f-аллов и частично железо с образованием
летучих хлоридов металлов типа полимеров
NiC12 (НеС12) и др.
В слабовосстановительных условиях, соз-
даваемых в сегрегационном реакторе, идет
а нов л ение хлоридов до металлов:
2 (СиС1)3 4- ЗН2 = 6Сп 4- 6НС1
N ;С12 (ГеС12) Н2 = Ki (Fe) 2НС1
Ьхстановптели — водород и окись угле-
хж. регенерируются в результате реакции
г^о-^икации углерода парами воды и угле-
«эсл. '.той.
Кгупность восстановленного металла ока-
Лазлется достаточной для последующего его
яьегеления из руды флотацией. Иногда целе-
стг.бгазно применять вместо флотации маг-
*г~кую сепарацию при напряженности маг-
»й~=-:то поля 160 кА/м.
Сегрегационный обжиг применим как для
’Жжгленных руд, так и для труднообогати-
Ьт сульфидных. В последнем случае он
Лшжлняется предварительной операцией
or?зрительного обжига.
Сегрегационный обжиг
« i •с ленных и карбонатных
W е д н ы х руд проводится для подготовки
п к обогащению. Для этих руд флотация
Рис. 1,38. Шахтная печь для хлорировании титан-
содержащих брикетов:
/ — хлорные фурмы; 2 — корпус; 3 - - золотни-
ковый питатель; 4 — водоводы пленочного ох-
лаждения; б — полотняные пояса; 6 - желоб;
7 — шнековый разгрузчик.
или сернокислотное выщелачивание неэф-
фективны. Сегрегационный обжиг представ-
ляет интерес и для окисленных никелевых
руд. В последнем случае для выделения
ферроникеля из огарка сегрегационного об-
жига, наряду с флотацией, успешно может
быть применена магнитная сепарация.
При промышленном применении процесса
сегрегации для карбонатных медных руд,
содержащих 6 % меди, на шахте Катаига
в Перу (хлорирующий обжиг — восстанов-
ление меди — флотация меди) в 50 % -ный
концентрат извлекают 88 % меди. Производи-
тельность фабрики — 150 т/сут. В руде со-
держится значительное количество благо-
родных металлов, карбонатные и силикатные
минералы. Опыт работы фабрики показывает,
что экономичность данного процесса обуслов-
лена высоким содержанием меди в руде.
Чтобы установить возможность применения
процесса для более бедных руд, потребуется
его дальнейшее исследование л совершенство-
вание.
В результате сегрегационного обжига
хвостов коллективной флотации медно-ни-
келевой руды, содержащих (%): Mi 0,52;
Си 2,14; S6,7; Не 24,7, получен концентрат
с содержанием (%): Си 16,8; Ni 3,56; Со 0,059,
при извлечении (%); меди 86; никеля 75,2,
кобальта 59,3; платиновых металлов 75,4—
77,5. Обжиг осуществляется s две стадии:
окислительный — до содержания серы менее
1 % и обжиг огарка в присутствии неболь-
ших количеств хлорида и твердого восстано-
вителя, в результате которого основная часть
меди (содержащаяся в хвостах в форме валлс-
рита) превращается в легкофлотируемы
искусственный борнит, а никель переходит
в железо-никелевый сплав.
61
Сегрегационный обжиг пир-
ротиновых концентратов, со-
держащих 1,2—1,3 % Ni, позволяет получить
никелевый концентрат с содержанием до
17-—23 % Ni при извлечении в него 85—
93 % Ni и выходе 4—8 % массы пирроти-
нового концентрата. Хвосты флотации яв-
ляются хорошим сырьем для черной метал-
лургии, а сера может быть извлечена из га-
зов окислительного обжига с получением
элементарной серы или серной кислоты.
Глава 5
Обогащение по трению,
форме и упругости
§ 1. Обогащение по трению и форме
Обогащение по трению и форме основано на
использовании различий в скоростях движе-
ния разделяемых частиц по плоскости под
действием силы тяжести.
Скорость движения частиц по наклонной
плоскости (при заданном угле наклона)
зависит от состояния поверхности самих
частиц, их формы, влажности, плотности,
крупности, свойств поверхности, по которой
они перемещаются, характера движения (ка-
чение или скольжение), а также среды, в ко-
торой происходит разделение.
Основным параметром, характеризующим
минеральные частицы с точки зрения движе-
ния их по наклонной плоскости, является
коэффициент трения.
Коэффициенты трения скольжения н
качения /2 минеральных частиц при движении
их по наклонным поверхностям в воздушной
и водной средах приведены в табл. 1.23 [50]
и 1.24 [76].
Величина коэффициента трения опреде-
ляется в основном формой минеральных ча-
стиц, которая, в свою очередь, зависит
Таблица 1.2 4
Таблица 1.23
Коэффициенты трения скольжения частнп
различных минералов в воздушной среде
Минерал Материал наклонной плоскости
желе- зо стек- ло дере- во лено- леу v
Куприт 0,53 0,46 0,67 0,73
Шеелит 0,53 0,51 0,70 0,71
Гематит 0,54 0,47 0,67 0,74
Кварц 0,37 0,72 0,75 0,78
Асбест 0,75 — —
от природы минералов и типа руд (россып-
ные или коренные). Минеральные частицы
россыпных месторождений, как правило,
являются сферическими, а коренных — имеют
неправильную (пластинчатую) форму (об-
ломки).
Одни и те же минералы сферической и пла-
стинчатой формы начинают двигаться по
поверхности при различных углах ее наклона
(табл. Т.25 [72]).
Форма минеральных частиц характери-
зуется коэффициентом формы
p = 4,87V2/3/S, (1.37»
где V — объем частиц, см3; S — поверхность
частиц, сма.
Коэффициент формы равен единице для
частиц шарообразной формы и меньше еди-
ницы — для частиц любой другой формы.
Обогащение по трению будет тем благо-
приятнее, чем больше разница р для частик
пустой породы и полезных минералов.
Частицы могут перемещаться под действием
собственной силы тяжести (при движении по
наклонным плоскостям), центробежной
силы (при движении по горизонтальной плос-
Коэффициенты трения скольжения и качения минеральных частиц в воде и углы наклона .
при которых начинается движение
Матерна л наклонной плоскости
Минерал чугун прорезиненная ткань
fl 1 ф, 1 f2 ф2 fi | Ф1 fs | Ф:
Вольфра- 0,869—0,965'41—44! 0,531—0,674 28—34 0,961—1,072 44—47 0,531—0,726 28—36
МИТ
Кассите- 0,674—0,869 34—41 0,383—0,509 21—27 0,900—0,965 42—44 0,466—0,554 25—29
рит Гранат 0,869—0,932 41—43 0,445—0,6 24—31 0,900—1,035 42—46 0,487—0,604 26—32
Магнетит 0,809-0,869 39—41 0,344—0,466 19—25 0,839—0,9 40-42 0,445—0,509.24 -27
Золото 0,753—1,191 37—50 0,624—0,674 32—34 0,869—1,589 41—57 0,726—0,809:36—39
Платина 0,965—1,327 44-53 — — 1,191—1,73250—60 — —
Кварц 0,509—0,839 27—40 0,309—0,487 17—26 0,531—0,869128—41 0,344—0,531 19—2? i 1
Примечание: ср, — угол трения при скольжении, ф, — то же, при качении, градус.
62
Таблица 1.25
Углы наклона (градусы) плоскости, покрытой
резиной, при которых начинается движение
частиц минералов разной формы [72]
Минерал Сфериче- ские час- тишл Пластин- чатые части* цы
Ь:льфрамит 28—36 44—47
Гсанат 26—32 42—46
Уэсситерит 25—29 42—44
нетит 24—27 40—42
Кварц 19—28 28—41
Зел ото 36—39 41—57
нети вращающегося диска) и в результате
с:мбйнированного действия сил собственной
-тэ<ести, центробежной н трения (винтовые
тараторы).
Равнодействующая сил, под влиянием ко-
тхых частицы движутся по наклонной плос-
1 , определяется уравнением
F = mg (sin а — f cos а), (1.38)
з ускорение а, сообщаемое ею, — уравнением
а = g (sin а — f cos а), (1.39)
т — масса частицы, кг; g— ускорение
зсбодного падения, м/с2; а—угол наклона
тлсскости, градус; / — коэффициент трения,
□азный tg ср; ср — угол трения, градус.
Коэффициент трения f увеличивается с
уменьшением крупности частиц. Поэтому для
эффективного разделения необходима уз-
Я2Я классификация материала по крупности.
С€ь~но обогащение по трению применяют
хлэ материала крупностью — 100 -J- Ю
мм.
Коэффициент трения несколько умень-
зше'ся с увеличением скорости движения,
хранимая его постоянным, скорость движе-
эл? частицы по наклонной плоскости можно
лттелелить по формуле
v — [Л2 tg (sin а—/cos а). (1-40)
.'—длина пути движения частицы, м.
...еле схода с плоскости частица будет па-
1Г~= по параболе. Путь /, пройденный ча-
от момента схода с плоскости до при-
витков, установленных на известном рас-
ЕГС5ЕНИИ от конца плоскости, при условии
тпеЕебрежения сопротивлением воздуха оп-
ределяют по формуле
Z = vcosa]^2ffi'g, (1.41)
пк Н — расстояние по вертикали до\тинии
лиа приемников, м.
Лдя обогащения по трению я форме при-
«5-т?эт устройства с неподвижной (наклон-
плоскости, винтовые сепараторы) и
жыэгжной (барабанные, ленточные, диско-
е, вибрационные сепараторы и грохоты)
л^5с=ей поверхностью.
Наиболее простые устройства с неподвиж-
ной поверхностью — это наклонные плос-
кости, которые могут располагаться последо-
вательно одна за другой или ступенчато,
«горкой»,
U, Производительность наклонной плоскости
<2 = ЗбООруабу, (1.42)
где р, — коэффициент разрыхления движу-
щегося материала (0,3—0,6); у — плотность
материала, т/м3; а — толщина слоя мате-
риала, м; Ь — ширина рабочей плоскости, м;
v — скорость движения материала, м/с.
Наклонная плоскость может иметь на своей
поверхности отражатели (пороги треуголь-
ного сечения) и разгрузочные отверстия
в виде поперечных щелей.
Плоскостной сепаратор
(рис. 1.39, а) применяют для обогащения
слюды. Каждая его плоскость имеет длину
1350 мм н ширину 1000 мм. Угол наклона
(нижней плоскости) больше, чем а (верхней),
точно так же и ширина щели Ь' на нижней
плоскости больше, чем ширина b на верхней.
На плоскость подается сухой материал круп-
ностью —70 -j- 25 мм. Перед щелью уста-
навливается небольшой порог прямоуголь-
ной формы для создания условий отрыва дви-
жущихся кусков пустой породы от наклонной
плоскости.
Куски пустой породы, перелетая через щель,
разгружаются в конце плоскости. Куски
слюды, имея пластинчатую форму, движутся
по наклонной плоскости медленнее кусков
породы и, проваливаясь через щель, попа-
дают на следующую плоскость, где перечи-
щаются . *
Производительность сепаратора составляет
3,5—3,7 м3/ч, извлечение слюды в концентрат
90—92 %, содержание пустой породы в кон-
центрате 26—23 %.
Прн системе сложных плоскостей в резуль-
тате ударов о плоскость отбойника увеличи-
вается разница в траекториях полета кусков
пустой породы, сростков и кусков слюды,
различающихся коэффициентом упругости.
Лотково-барабанный сепаратор является
разновидностью наклонной плоскости
(рис. 1.39, б), который состоит из железных
плит длиной 750 мм каждая. Ширина щели
250 мм, диаметр барабанов 300—375 мм, ча-
стота вращения 30—40 мин-1, зазор между
листом и барабаном 75 мм.
Винтовые сепараторы пред-
ставляют собой двойную наклонную плос-
кость, свернутую вокруг неподвижной оси
по винтовой линии в форме двухзаходного
винта. Сухой исходный материал загружают
в верхнюю часть аппарата на каждый из вин-
тообразных желобов. Частицы, имеющие раз-
ные коэффициенты трения, движутся на раз-
ных расстояниях от оси вращения. Частицы
с большим коэффициентом трения имеют
меньший радиус траектории движения по
желобу, с меньшим коэффициентом трения —
больший радиус, благодаря чему они разде-
ляются.
Коэффициенты трения скольжения тяже-
лых минералов (вольфрамита, касситерита,
63
Рис. 1.39.(Схемы сепараторов для обогащения по
трению:
а — плоскостной; б — лотково-барабанный;
Ki и К2 — концентраторы; П — пустая порода:
в — ленточный; г — дисковый; 1 — диск; ? —
питание; 3, 4, 5 — разгрузочные желоба
магнетита) выше коэффициентов трения квар-
ца, вследствие чего разделение частиц на
сухом винтовом сепараторе должно проис-
ходить и по плотности.
Производительность одного витка винто-
вого сепаратора подсчитывается по формуле
(1.42), причем ширина движущегося слоя b
принимается от 1/2 до 1/3 ширины спирали.
Винтовой сепаратор высотой 3—4 м имеет
3—4 витка (шаг спирали 0,7—0,9 м). Винто-
вой сепаратор с невысокими бортами по внеш-
ней стороне рабочего желоба имеет значи-
тельно больший угол наклона желоба, чем
без бортов. Куски пустой породы, центр
тяжести которых выше верхней кромки
борта, при движении развивают большую
скорость и вылетают через борт.
Параметры действующей модели винтового
сепаратора
Радиус средней винтовой линии, мм 330
Ширина желоба, мм.................. 160
Длина желоба, мм .................. 1,8
Высота борта, мм.................... 6
Угол наклона желоба, градус ... 35
При испытании сепаратора производитель
ность его составила 9 т/ч, извлечение слюды
95,2 %, засоренность концентрата пустой
породой 73 % [76].
Винтовые сепараторы для сухого обогаще-
ния отличаются простотой конструкции, но
для эффективного разделения требуют пред-
варительной узкой классификации материала
по крупности.
Ленточный сепаратор пред-
ставляет собой резиновую наклонную под
углом а ленту, на которую небольшим слоем
подается материал (рис. 1.39, в). Частины
с меньшим коэффициентом трения скаты-
ваются с ленты в приемник /, а с большим —
увлекаются лентой в приемник //. Скорость
перемещения ленты 1 м/с. Ленточные сепара-
торы применяют для разделения тонких
абразивных порошков на фракции разной
формы и отделения мелкого технического гра-
ната от пластинок слюды.
В дисковых сепараторах
(рис. 1.39, г) рабочей поверхностью является
шероховатый металлический диск, распо-
ложенный с уклоном в сторону, противопо-
ложную подаче материала. При работе се-
паратора диск вращается с определенной
частотой. Под действием центробежной силы
частицы с меньшим коэффициентом трения
отбрасываются к наружному краю диска и
разгружаются в первый по ходу диска же-
лоб, с большим — в следующий желоб и
с самым большим коэффициентом трения —
в последний желоб. Для увеличении произ-
водительности на общем валу устанавливается
несколько дисков (один под другим) из стали
и латуни.
При обогащении слюды по форме и с рудо-
разборкой (рис, 1.40) применяют обычные
грохоты ГУП с колосниковыми решетами,
имеющими пластинчатые отражатели, виб-
рационные грохоты СМ-13 и др.
Ввибрационном сепараторе
для сухого обогащения использованы законо-
мерности поведения сыпучих материалов на
64
Исходнан руда (a $00 мм)
Грохочение
~ 200мХ
+200 мм
| S отдал
Первичное обогащение на грохоте
-50+20 мм ~20hm
Вторичное обогащение на грохоте
I
Слюдоотборка
Слюдоотборка
j I
Слюдяной
кана.ентрагп
Хдосты
Рис. 1.40. Технологическая схема обогащения
1К>ды на руднике Тим тон
наклонной плоскости под воздействием на-
дбавленных вибраций (рис. 1.41). Сепаратор
емеет одну или несколько дек (от 1 до 5)
i криволинейной поверхностью. Ширина
дек 400—600 мм, длина 900—1600 мм. Сухой
материал подается несколько ниже середины
деки. При вибрации деки частицы под дей-
ствием сил инерции и трения начинают под-
ниматься вверх по ней (чем больше коэффи-
циент трения частиц, тем больше высота их
подъема). Дека имеет поперечный наклон,
поэтому частицы, поднявшись на определен-
ную высоту, скатываются в соответствующие
приемники, установленные по периметру
деки.
Более плоские и тонкие частицы, имеющие
больший коэффициент трения, могут подни-
маться до самого верха деки, самые крупные
и округлые частицы, имеющие малый коэф-
фициент трення, наоборот, могут, не подни-
маясь, сразу скатываться в нижние прием-
ники.
Продольный наклон деки регулируется
в пределах 20—50°, поперечный в пределах
0—10°, частота вибраций колеблется от 2000
до 4000 в 1 мин.
Вибрационный сепаратор применяют для
разделения по крупности различных порошко-
образных материалов н абразивов, а также
для выделения мономинеральных фракций
при исследованиях вещественного состава
руд и продуктов (обогащения.
Сепаратор трення СТ сконструи-
рован в ЦНИГРИ и серийно выпускается
Тульским отделением института (14]. Мине-
ралы разделяются на наклонной деке, со-
вершающей сложные колебания в горизон-
тальной н вертикальной плоскостях с раз-
личными регулируемыми амплитудами и ча-
стотой.
Сепаратор предназначен для выделения
мономинеральных фракций сухим методом
из предварительно обогащенных проб гор-
ных пород, руд и песков. На сепараторе легке
разделяются минералы, имеющие различные
коэффициенты трения, форму и способность
к электризации при трении (пирит и арсено-
пирит, барит и циркон, турмалин н эпидот,
гранат н амфибол, молибденит и пирит, иль-
менита роговая обманка и др.). Его можно
использовать для определения коэффициента
окатанности зерен мономннерального мате-
риала, т. е. для количественной оценки формы
Рик. 1.41. Вибрационный сепаратор для сухого
•оогащсния:
. — дека сепаратора с рамой (активная масса):
2 — нижняя рама (реактивная масса); 3 — си
:-;ча упругих рессор; 4 — привод
Заказ С4
65
Таблица 1.26
Результаты сепарации частиц золота различной уплощенности
Класс крупности, мм Пока- затель Приемники л_ KV11
1 11 в, ,v V Vf VII
— 1,0+6,5 к 12,9 10,1 7,2 6,4 6,0 5,5 5,1 2,53
q 0,74 1,68 2,54 2,68 2,61 2,54 2,47
—0,5+25 к 9,7 9,0 7,8 6,6 4,6 3,2 2,8 3,46
q 0,065 0,096 0,118 0,154 0,237 0,275 0,285
—0,25+0,15 К 6,9 5,9 4,7 4,3 2,9 2 >7 2,5 2,74
q 0,032 0,044 0,076 0,070 0,078 0,078 0,081
—0,15+0,10 К 3,9 3,7 3,6 3,3 3,1 2,6 2,5 1,56
q 0,018 0,023 0,026 0,029 0,033 0,036 0,038
—0,10+0,063 К 3,2 3,0 2,9 2,8 2,6 2,4 2,2 1,44
q 0,008 0,011 0,014 0,016 0,021 0,024 0,027
Примечание,
одной золотины, мг.
К — среднее значение коэффициента уплощенности; q — средняя масса
частиц, необходимой при технологических
и геологических исследованиях материала
россыпей. Материал, обрабатываемый на
сепараторе СТ, должен быть предварительно
узко расклассифицирован по крупности.
Техническая характеристика сепаратора СТ
Пределы изменения угла на-
клона рабочей плоскости к
горизонту, градус:
продольного ............
поперечного ............
Пределы регулирования:
длина вертикального хо-
да, мм ... . .............
длина горизонтального
хода, мм .......
число ходов рабочей пло-
скости в минуту . . . .
Размеры рабочей поверхно-
сти деки, мм..............
Крупность зерен разделяе-
мых минералов, мм ... .
Производительность сепа-
ратора по исходному пита-
нию, г/мин................
Основные размеры сепара-
тора (длинах ширинах вы-
сота), мм ................
От —10 до +10
От 0 до 30
0,4—3
2,5—8
60—385
400-500
0,05—0,5
0,3-0,5
1170X445X340
Об упругости минералов судят по отноше-
нию h : л, где h — высота отражения частицы,
сбрасываемой с высоты Н на горизонтальную
стеклянную пластину.
Частица шарообразной формы, падая на
горизонтальную плоскость (рнс. L42, а) с вы-
соты И со скоростью v = V2gH, после
удара полетит в обратном направлении со
скоростью отражения и = . Коэф-
фициент восстановления скорости при этом
К = и/v — отсюда h = НК?.
Значение К зависит от упругих свойств со-
ударяющихся тел, а также от высоты падения
тела. При К = 0 и = 0, т. е. упавшая на
плоскость частица останется неподвижной
(случай неупругого удара). Если К = 1,
mu = v (случай вполне упругого удара).
При 1 > К > 0 удар называется не вполне
упругим.
При падении на наклонную плоскость
(рис. 1.42, б) тела отражаются от нее под
некоторым углом. Проекция скорости отра-
жения на вертикаль
И1 = и cos (Ф + Р) = V 2gh', (1.43)
где <р — угол падения тела; р — угол его
отражения; й' — вертикальная проекция
траектории отражения тела.
Чем меньше крупность материала, тем
больше должен быть угол наклона деки и
частота ее колебаний. Результаты сепарации
частиц золота различной уплощенности при-
ведены в табл. 1.26 [14].
§ 2. Обогащение по упругости
Обогащение по упругости основано на раз-
нице траекторий, по которым отбрасываются
частицы минералов, имеющие различную
упругость, при падении на плоскость.
66
Рис. 1.42. Траектория движения частицы шаро-
образной формы при отражении ее от горизонталь-
ной (а) и наклонной (б) плоскости
Тогда
Kt = «t/o -- /2^/7/2^77 = /7Г/Я
ЕЛИ
ft' - HK\-
Допуская, что траектория отражения — пря-
мая линия, отрезок з можно определить по
формуле
S = h' /cos (ф+ р) = НКУ cos (а + Р).
(1.44)
В этом случае Ki = tg (p/tg р.
Если Ki = I, (р = р, т. е, угол падения
частицы равен углу ее отражения, что воз-
можно только при вполне упругом ударе.
Минералы, имея разные значения коэффи-
циента Kt, будут двигаться по разным тра-
екториям, что и позволяет отделять их
друг от друга.
Вычислениями по приведенным выше фор-
мулам можно приближенно найти траектории
движения тел, обладающих различной уп-
ругостью.
Разделение частиц по упругости применя-
ется при обогащении строительных мате-
риалов (щебня н гравия для производства
бетона высоких марок) (рис. 1.43) [31].
Соотношение между скоростью падения
материала на барабан и окружной скоростью
вращения последнего определяется уравне-
нием
sin а = ’Kvjv (Кг + 1 — X),
ре а — угол подачи материала, градус;
а — линейный коэффициент трения; va —
окружная скорость вращения барабана, м/с.
Fwc. (.43. Барабанный сепаратор для обогащения
о упругости*.
. — приемный бункер; 2 - - вибрационный пита-
тель; 3 — воронка; 4 -- барабан; 5, 6 — желоба;
5 — конвейеры
у — скорость падения материала, м/с; Ki —
коэффициент восстановления.
Для известняка и гранита Ki = 0,4-5-0,75;
X = 0,16-5-0,09; а= 25-5-10° (при окружной
скорости вращения барабана 10,5 м/с и высоте
падения материала 0,5 м). На результаты раз-
деления влияет правильный выбор места по-
дачи материала.
Для обогащения гравия по упругости иног-
да применяют сепараторы с наклонной сталь-
ной плитой. Падая на плиту, более упругие
частицы отражаются под бблыпим углом
с большей скоростью, а менее упругие и не-
прочные отражаются незначительно и попа-
дают в соответствующие приемники.
§ 3. Обогащение на жировых
поверхностях
Обогащение на жировых поверхностях (жи-
ровой процесс) основано на избирательном
закреплении некоторых минералов на по-
верхности, покрытой слоем жира *. При
протекании пульпы по слою жирового по-
крытия гидрофобные частицы прилипают
к ней, а гидрофильные сносятся потоком
воды в хвосты.
В промышленной практике процесс обога-
щения на жировых поверхностях исполь-
зуется в основном в операциях доводки черно-
вых алмазных концентратов, выделяемых при
обогащении руд коренных и россыпных место-
рождений.
Эффективность жирового процесса зависит
от физико-химических свойств применяемых
жиров и поверхности частиц алмаза, механи-
ческих и гидродинамических условий про-
цесса.
В качестве жирового покрытия приме-
няются смеси, имеющие в своем составе в раз-
ных соотношениях петролиум, машинные
масла, иногда вазелин, парафин и другие,
в зависимости от свойств руды и температуры
воды.
Жир должен быть вязким, пластичным,
не размываться водой и обладать способ-
ностью удерживать прилипшие частицы. Ос-
новным критерием оценки механической проч-
ности жира служит величина сопротивления
сдвигу, которая при рабочих температурах
находится в пределах 780—2940 Па. Тол-
щина жирового покрытия составляет 7—
16 мм.
Алмазы обладают высокой гидрофобно-
стью, однако даже небольшие количества
различного рода примесей или пленок на по-
верхности кристаллов существенно изменяют
смачиваемость, а следовательно, и способ-
ность прилипания их к жировой поверхности.
В тех случаях, когда необходимо повысить
гидрофобность > алмазов, их обрабатывают
реагентами-собирателями. Для этой цели
широко используют автол, смесь автола и
парафина, олеиновую кислоту, катиоииые
собиратели, китовое кислое масло, нигрол
н Др.
* Термин <жнр» определяется тем, что исполь-
зуемые вещества жирны на ощупь, ко не химиче-
ским составом.
3;
67
Омасливапие протекает более эффек-
тивно на влажном материале, так как разрыв
и вытеснение гидратных пленок с поверх-
ности алмазов маслами происходит значи-
тельно легче, чем с гидрофильных частиц,
где они закреплены весьма прочно. Часто
перед доводочными операциями осуществ-
ляют избирательное истирание черновых
концентратов для снятия пленок с кристал-
лов алмазов и раскрытия сростков.
На жировых поверхностях обычно обо-
гащаются алмазы крупностью более —0,5 мм.
Целесообразность применения этого процесса
для извлечения белее мелких алмазов, ввиду
низкой его эффективности, определяется тех-
нико-экономическими условиями.
Оборудованием для обогащения на жировых
поверхностях являются так называемые жи-
ровые столы периодического или непрерыв-
ного действия.
Стол периодического дей-
ствия состоит из нескольких (4—8) покры-
тых слоем жира плит, установленных кас-
кадно на общей, подвешенной раме, которая
может колебаться в горизонтальной плос-
кости с размахом 6—19 мм и частотой 170-
220 в минуту. Плиты размером 250 (375)Х
Х900 мм устанавливаются длинной стороной
перпендикулярно к потоку с уклоном 8—
18 градусов в зависимости от крупности по-
ступающего в них материала. Слой жира
вместе с прилипшими минеральными части-
цами периодически удаляется с плит вруч-
ную, разогревается для отделения твердых
частиц, после чего охлаждается для повтор-
ного использования.
С т о л непрерывного действия
состоит из бесконечной резиновой ленты
шириной 1 м, натянутой на два барабана,
смонтированных на раме, которая устанавли-
вается на пружинных опорах. Стол может
совершать колебания в плоскости потока.
Пульпа, поступающая на ленту по всей
ширине с одного конца, сливается на другом
конце, благодаря регулируемому наклону
ленты. Слой жира с прилипшими минераль-
ными частицами снимается скребком под
разгрузочным барабаном. С помощью спе-
циального устройства лента непрерывно
покрывается слоем жира. Скорость движения
ленты 200—350 мм/мин.
Распространенными методами обогащения
руд, содержащих алмазы, являются грави-
тационны?, в процессе которых получают
легкую (хвосты) и тяжелую (первичный кон-
центрат) фракции. Первичные концентраты
подвергают доводке на жировых поверхно-
стях, электромагнитной, электрической, рент-
гено-люминесцентной сепарацией и пленоч-
ной флотацией (для мелкого материала).
Для сокращения объема материала, по-
ступающего на жировые столы, и повышения
селективности процесса исходный материал
направляют на магнитную или электрическую
сепарацию. На жировой стол поступают толь-
ко немагнитные (непроводящие) фракции,
предварительно расклассифицированные по
крупности для раздельной обработки каж-
дого класса.
68
Глава 6
Комбинированные процессы
обогащения
§ 1. Флотогравитация
Принцип обогащения и оборудование
для флопюгравитации
Флотогравитация * — это процесс обога-
щения па концентрационном столе или дру-
гом гравитационном аппарате с предваритель-
ной обработкой пульпы реагентами, обеспе-
чивающими всплывание флотируемых мине-
ралькых зерен при контакте их с воздухом.
Флотогравитация основана на различии фи-
зико-химических свойств поверхности и раз-
нице плотностей разделяемых минералов.
В процессе флотогравитация на поверх-
ности пульпы (текущей по наклонной плос-
кости) образуется пленка, нагруженная ми-
неральными частицами. При этом происходит
отделение всплывших (флотируемых) частиц
(например, сульфидов) и разделение нефло-
тируемых минералов на деке по плотности.
Исходным материалом для флотограви-
тации является плотная пульпа коллектив-
ных гравитационных концентратов, содер-
жащая не менее 50 % (до 70%) твердого,
предварительно перемешанная с соответст-
вующими реагентами. В результате контакта
обработанных реагентами минеральных ча-
стиц с воздухом образуются комплексы (аэро-
флокулы) из твердых гидрофобных частиц
и пузырьков воздуха. Аэрофлокулы всплы-
вают па поверхность пульпы (или находятся
во взвешенном состоянии в поверхностном
слое) и потоком воды увлекаются в разгрузоч-
ную часть аппарата вместе с нефлотируемыми
частицами легких минералов.
Преимущество флотогравитации перед пен-
ной флотацией (но не перед пенной сепара-
цией) — возможность обогащать крупно-
зернистый материал (3—0,1 мм).
Для перемешивания исходной пульпы
с реагентами применяют вращающиеся трубы,
барабаны, оборудованные внутри полками
или обратной спиралью, шпеки, лопастные
мешалки, эжекторные устройства (давление
воздуха 0,3—0,4 МПа). При порционном
перемешивании используют бетономешалку.
Флотогравитация чаще всего осуществ-
ляется на концентрационных столах с до-
полнительными приспособлениями, а также
ма винтовых сепараторах и реже на ленточных
шлюзах и отсадочных машинах. Флотограви-
тация протекает успешнее при предваритель-
ном перемешивании пульпы с флотационными
реагентами, а затем в самом флотогравита-
ционном аппарате, куда подается вода, на-
сыщенная пузырьками воздуха.
* Употребляются и другие термины: «флото-
концентрация». «флотационная грануляция»,
«пленочная флотация па столах».
I — коробка водораспределительного желоба;
2 — пульпораспределительный желоб; 3 — за-
грузочная воронка; 4 — контактор; 5 — разгру-
зочные отверстия; 6' — рнфли
Рис. 1.45. Дека стола флотогравитации с зонами
осушения:
1 — пульпораспределительный желоб; 2 ~~ по-
верхность для контакта пульпы с воздухом;
3 — водораспределительный желоб; 4 — продоль-
ные рифли; 5 — клиновидные планки (контак-
торы)
Для улучшения условий контакта мине-
ральных частиц с атмосферным воздухом иа
концентрационных столах применяют раз-
личные устройства (контакторы). Например,
на деке стола, непосредственно у разгрузоч-
ных отверстий питающего желоба, по всей
его длине устанавливают возвышения, имею-
щие выпуклую поверхность или представляю-
щие собой наклонную плоскость (рис. 1.44).
При прохождении через такие возвышения
минеральные частицы, попадая на поверх-
ность пульпы, вступают в контакт с воз-
духом.
Для увеличения времени контакта исполь-
зуют дополнительно так называемые зоны
осушения. Ими являются устанавливаемые
на поверхности деки стола между продоль-
ными нарифлениями н на гладкой части (на
расстоянии 0,3—0,5 м друг от друга) клино-
видные планки (контакторы), создающие
барьеры на пути движения пульпы (рис. 1.45).
Преодолевая эти барьеры, твердые частицы
вступают в контакт с воздухом. Высота кон-
такторов колеблется от 2 до 12 мм, длина —
от 15 до 300 мм. Кроме указанных устройств,
-а столах для флотогравитации применяют
деки специальной конструкции.
На рис. 1.46 показана дека стола, оборудо-
ванная двумя площадками-контакторами
клиновидного сечения, расположенными
параллельно нарифлениям в загрузочной
части стола. Часть поверхности деки, между
площадками и загрузочной частью стола,
не покрыта нарифлениями. Дека устанавли-
вается с небольшим уклоном в сторону при-
вода.
На рис. 1.47 показан стол с дополнитель-
ной декой прямоугольной формы, размером
1.5X1,3 м, которая располагается над за-
грузочной частью основной деки под углом
12^ 20' по отношению к последней. Допол-
нительную деку оборудуют рифлями прямо-
угольного сечения 15 (8)Х 10 мм], распо-
ложенными параллельно разгрузочному
Сорту на расстоянии 30—50 мм друг от друга.
Первоначальный контакт пульпы с воз*
духом осуществляется между рифлями до-
полнительной деки. Загрузочный желоб,
установленный над декой, состоит из двух
отделений - для распределения пульпы и
подачи смывной воды. На основной деке на-
рифлевия располагаются под углом 3° с ук-
лоном в сторону желоба для воды. Для допол-
нительного контакта минералов с воздухом
иа гладкой поверхности основной деки уста-
навливают короткие поперечные рифли.
Применение стола такой конструкции по-
высило эффективность процесса флотограви-
тации при доводке сульфидно-касситерито-
вого концентрата.
Иногда для улучшения контакта минераль-
ных частиц с атмосферным воздухом на столе
применяют пульсирующую подачу смывной
воды.
Флотогравитапию интенсифицируют также
принудительной подачей воздуха на поверх-
ность деки стола различными способами —
сверху на поверхность текущей пульпы не-
прерывным или прерывным (пульсирующим)
потоком и снизу (со стороны поверхности
деки) непрерывным потоком через каналы
в перфорированных нарифлениях или через
систему диспергаторов.
Рис. 1.46. Дека стола для флотогравитации с пло-
щадками-коитакторами (Л 2)
69
Рис. 1.49. Устройство для аэрофлокуляряой флото-
гравнтации на концентрационном столе:
/ — питающий лоток; 2 — дека стола; 3 — гибкий
шланг для подачи водовоздушиой эмульсии к деке
стола; 4 — эжекторный смеситель
Рис. 1,47. Стол для флотогрявитацин с дополни-
тельной декой:
I — дополнительная дека; 2 — рифли дополни-
тельной деки; 3 — основная дека; 4 — поперечные
рнфли клиновидного сечения; 5 — загрузочный
желоб
Рис. 1,48. Способ принудительной подачи воздуха
на поверхность стола:
I — система трубок; 2 —резиновый шланг к воз-
душной магистрали; 3 — устройство для крепле-
ния и регулирования наклона трубок
Воздух подают сверху (рис. 1,48) по системе
трубок диаметром 10—12 мм, установленных
на высоте около 100 мм над уровнем пульпы.
На нижней стороне трубок имеются расход-
ные трубки с выходным отверстием диаме-
тром 1,5—2 мм. Воздушные струйки обра-
зуют на поверхности пульпы воронки глу-
биной около 1/3 глубины потока пульпы,
способствующие ^контакту минеральных ча-
стиц с атмосферным воздухом и их всплы-
ванию.
Пульсирующий поток воздуха подается
специальным устройством, состоящим из
четного числа трубок, расположенных на
расстоянии 100 мм друг от друга и подвешен-
ных над поверхностью деки стола на высоте
75—100 мн. Воздух посредством распредели-
тельного ротационного клапана от воздухо-
дувки подается поочередно в четные и нечет-
ные трубки. В некоторых случаях воздух
подается сверху только на часть поверхности
деки стола, свободную от нарнфлений.
Прп подаче воздуха со стороны поверхности
деки стола'флотируемые частицы поднимаются
снизу вверх, в поверхностный слой пульпы,
откуда смываются потоком воды.
Иногда для подачи воздуха на стол при-
меняют аэратор, представляющий собой
перфорированную трубку с чехлом из филь-
тровальной ткани. Аэратор помещают в за-
грузочную коробку стола, и пульпа перед
поступлением на деку аэрируется.
Один из способов интенсификации флото-
гравитацин — подача на стол водовоздуш-
ной эмульсии, полученной в эжекторном
устройстве (рис, 1.49). К питающему лотку,
укрепленному в загрузочном конце деки кон-
центрационного стола, по резиновому шлангу
подводится водовоздушная эмульсия, с ко-
торой смешивается поступающая на лоток
пульпа. При контакте сульфидных мине-
ралов с пузырьками воздуха водовоздушной
эмульсии обр азуются аэрофлокулы мелки х
флотируемых ^частиц, которые смываются по-
током воды в хвостовой желоб.
Конструкция эжекторного смесителя поз-
воляет получить пузырьки воздуха круп-
ностью менее 0,1 мм, размер которых стабили-
зируется подачей в эжектор вспенивателя
в небольших количествах и поддержанием
70
рис. 1.50. Дека концентрационного стола для
флотогравитации:
I — диагональные рифли; 2 — ограничивающий
рифль; 3 — диспергатор воздуха; 4 — дека; 5 —
лоток-распределитель питания; 6 — ресивер;
' — водораспределительные желоба l4j
водовоздушной эмульсии под необходимым
давлением.
Применение водоноздушной эмульсии при
флотогравитации касситерит-еульфидного
концентрата позволило увеличить выход
сульфидов в 2 раза, повысить качество кон-
центрата и хвостов и снизить расход флото-
реагентов (Солнечный ГОК).
На некоторых обогатительных фабриках
СССР используется концентрационный стол
тля флотогравитации, на котором контакт
минеральных зерен с воздухом происходит
во время перехода их через диагональные
рифли. Последние закреплены на декфпод
углом 50—60° к продольной оси стола в на-
правлении движения минерального нотока.
Швлечение сульфидов в хвосты на этом столе
достигает 95 %, а потери с сульфидами по-
лезного компонента снижаются до 0,5 %.
Недостатком является низкая производитель-
ность стола, так как для высокой эффектив-
ности разделения необходимо обеспечить ма-
лую толщину минерального слоя на деке.
При большой толщине слоя флотируемые
минералы, плотность которых выше, чем у ми-
нералов вмещающих пород, оказываются
з нижнем слое минерального потока и ие мо-
гут вступить в контакт с атмосферным воз-
духом в зоне осушения, в результате сни-
жается эффективность процесса.
В усовершенствованной конструкции этого
“ода воздух подается через диспергаторы
'рис. 1.50), которые в специальных обоймах
монтированы в деку стола перед каждым
жз диагональных рифлей, вплотную к ним.
Обоймы с диспергаторами расположены на
леке под углом 45—70° к продольной оси
гтода в зависимости от крупности исходного
гэодукта. Воздух из диспергаторов (при
абсолютном давлении 0,15 МПа) в виде мп-
ito пузырьков движется вверх через слой
зульпы и, постоянно перемешивая минераль-
ную суспензию, выталкивает флотируемые
минералы из нижних слоев на поверхность.
Флотация осуществляется после контакта
тсверхносги флотируемого Минерала е атмо-
сферным воздухом в момент перехода через
.Ггагональкый рифль [54 J. Испытания пока-
Рис. 1,51. Винтовой сепаратор для флотогравнта-
цив.-
1 — брызгала; 2 — разгрузочное отверстие для
тяжелых нефлотируемых минералов; 3 — улови-
тель всплывших частиц; 4 — обойма для крепления
разгрузочных патрубков; 5 — разгрузочный па-
трубок
зал и, что стол с диагональными рифлями,
оборудованный диспергаторами воздуха,
дает производительность в 2-2,5 раза выше,
чем стол без диспергаторов воздуха, при этом
извлечение повышается: серы в пиритный
продукт на 7,7 %, ценного компонента в кон-
центрат на 2,6 % (от операции). Этот стол
для флотогравитации рекомендуется как
наиболее эффективный из всех известных.
Чтобы исключить колебательные движения
пульпы на поверхности деки, образующиеся
от толчков вертикальной стенки торцового
борта со стороны привода, борт делают ско-
шенным под углом 60—70° по отношению
к оси приводного штока.
При использовании для флотогравитации
винтового сепаратора (США) (рис. 1.51)
пульпа аэрируется брызгалами. Флотируемые
частицы, вступающие в контакт с воздухом,
всплывают иа поверхность и удаляются к на-
ружному борту желоба, где захватываются
уловителями с разгрузочными патрубками.
Тяжелые нефлотируемые минералы разгру-
71
Рис. 1.52. Ленточный шлюз для флотогравитации;
1 — оросители; 2 и 4 — щетки и прутки для пере-
мешивания потока пульпы на ленте; 3 — желоб
для разгрузки всплывших частиц
жаются через разгрузочные отверстия у вну-
треннего борта желоба, а минералы меньшей
плотности — в конце желоба.
Ленточный шлюз для флотогравитации
представляет собой наклонно установленный
короткий ленточный конвейер (рис. 1.52).
Пульпа насыщается воздухом благодаря ди-
намическому действию легких струй воды,
подаваемых на ленту через ороситель. Даль-
нейший контакт минералов с воздухом про-
исходит при помощи щитков и прутков,
перемешивающих и направляющих поток
на ленте. Всплывшие частицы разгружаются
в боковой желоб.
Принципиальная схема флотоотсадочной
машины показана на рис, 1.53. Корпус ма-
шины вертикальными перегородками разде-
лен на камеры. В горизонтальной плоскости
неподвижными ситами каждая камера де-
лится на два отделения - рабочее и отделе-
Рис. 1.53. Фло го отсадочная машина:
1 — корпус; 2 — диспергирующие устройства;
3 — устройство, регулирующее толщину слоя
пены; 4 — внутренний сливной порог; 5 — прием-
ник пены; 6 — регулируемый внешний елнвной
порог; 7 — сетка; § — хвостоприемник; 9 — аэро-
лнфтный насос; /0 — подвижные конусы
концентрат
ние для подачи подрешетной воды и приема
гравитационного концентрата. Последнее
оканчивается цилиндрической обечайкой, к
которой посредством резиновой диафрагмы
присоединяется подвижное коническое днище.
Пульсация воды (восходящие и нисходящие
потоки) осуществляется с помощью подвиж-
ного конического днища.
Рабочее отделение камеры служит как для
процесса отсадки, так и для пенной флотации.
Параметры механического режима отсадки
(частота и амплитуда пульсаций, толщина
постели и отсаживаемого слоя, расход под-
решетной воды и др.) подбираются по из-
вестным методикам или устанавливаются
экспериментально. В этом отделения устанав-
ливается диспергирующее устройство спе-
циальной конструкции, обеспечивающее рав-
номерное насыщение всего объема камеры
мельчайшими пузырьками воздуха, по-
ступающего из воздушного коллектора,
устанавливаемого на корпусе машины.
Вследствие некоторых конструктивных и
технологических недостатков флотоотсадка
пока не получила широкого применения
на обогатительных фабриках.
Практика флотогравитации руд
В промышленности процесс флотогравита-
ции применяют для выделения сульфидных
минералов из гравитационных вольфрамо-
вых и оловянных концентратов, а также для
отделения апатита и фосфорита от кварца,
циркона — от пирохлора, шеелита — от кас-
ситерита и для разделения других минералов.
Схема флотогравитации включает операцию
обезвоживании с дешламацией, перемеши-
вание плотной пульпы с флотационными реа-
гентами и собственно флотогравитацию.
Для выделения сульфидов из оловянных,
вольфрамовых и других концентратов обычно
применяют следующие реагенты: серную
кислоту, бутиловый ксантогенат, углево-
дородные масла. Иногда в случае трудно-
флотируемых минералов добавляют реагенты-
активаторы, например медный купорос для
пирротина,
В зависимости от количества флотируемых
минералов в исходном продукте и их состава
расход реагентов при флотогравитации ко-
леблется в широких пределах.
Доводку чернового вольфрамитового кон-
центрата методом флотогравитации
(рис. 1.54, а) проводят при следующем рас-
ходе реагентов, кг/т: серной кислоты 1—3,
бутилового ксантогената 0,2—1, углеводо-
родных масел (керосина, машинного масла)
1-3.
При доводке комплексных касситерито-
вольфрамитово-сульфидных концентратов
применяют развитые схемы, включающие,
помимо операций флотогравитации, флота-
ции и концентрации, также магнитную се-
парацию — сухую и мокрую. В зависимости
от количества в исходном продукте магнит-
ных и сульфидных (немагнитных) минералов
операция флотогравитации осуществляется
72
a.
Черновой вольфрамитовый
концентрат^обесшламленныи}
О
Перемешивание-
^^•Ксантогемат, керосин
Перемешивание
Оснабнал флотогравитация
[Промп^одукт Пром про.
рукт
Концентрат
Перечистная
Флотагравц—аииЯ
Исходный продукт
I
Перемешивание с реагентами
О с н1/о Оная
сулыридная флолюгравитауря
—*Хомтр^дль ~н а я
сульфидная флотогравитидия
р—- —
Подогрев др 230-295°К
Перемешивание среагентами
Перечцстнця
флатогравитация
Г
t
* центрам
!:-1<рра»ип>о9ый.
ОромпраЗикт Сульфидный
на Заработку продукт
1 Кода (зяо-г&К)
Отмывка реагентов
~\Рески ^ста
Основная t апатитовая
флотогршштдрия
| ~ if
фнтрольнвя ^апатитовая
, флотогравитаиия
~ f~ ~ —
Подогрев да 290-285°к
g
Комплексный концентрат
—| Серная кислота
Перемешивание
I дутилсдый ксантогенат.
Щепоут^лйвание керосин
Осно В мая
ФлртограВитация
I перечистная
Флотогравитаиия
Я~Ркое стекло, Касситеритовс- j J
кя.чцинироданная шеелитовый 1-------1----।
ж!’, олеиновая продукт
клслота и 1
Перемешивание (T33Q-35SK) Сульфиды
Перемешивание с реагентами
{soda(Z9U-13bsK)
Отмывка реагентов
\ Пески i Слйд
Основная f даркенаВая
флотогравитадия
Контрольна^ цирконовая
Флотоградатация
ПирохлороМ
концентрат
Сулыридный Апатита- цирконовый
каяцен- дый кон- кон цен-
трат центрам трат
в отдал
Пперечистная флстограбитация
^Коййтёрйто^^“\ ~
f Л/й продукт | Рронпродукт
Ш леречиспыая умы 1
тоградитация
Рис. 1.54, Схема доводки флотогравитацией чер-
нового вольфрамитового обесшламленного кон-
центрата (а), комплексного сульфид но-кассите-
рите-шеелитового гравитационного зернистого
концентрата (б>, крупнозернистых пирохлоровых
концентратов (в)
«г. ткацтовыа
яиние^трот
Рроклрвдукт на
доработку
фееттглвыР
концентрат
ох до, так и после магнитной сепарации
861].
При флотогравитации сульфидио-касси-
теэнтового продукта после сухой магнитной
огёарации расход реагентов составил, кг/т:
оеоной кислоты 5, бутилового ксантогеиата
•Л— 1, мазута или керосина до 4,
Сульфидные касситерито-шеелитовые гра-
штапионные концентраты подвергают до-
водке по более сложной схеме с применением
сиективной флотогравитации (рис. 1.54, 6).
После обработки материала серной кислотой
fl—2 кг/т), бутиловым ксантогеиатом (0,3—
виб кг т), керосином или его смесью с мазутом
/3—1 кг/т) вначале выделяют сульфиды.
Затем в течение 20 мин пульпу обрабатывают
в смесителе острым паром (330—355 К)
яри соотношении Т : Ж — 1 : 1, при этом
добавляют жидкое стекло (3—6 кг/т), каль-
цинированную соду (до 5 кг/т) и олеиновую
иислоту (1—1,5 кг/т). Из подготовленной
таким образом пульпы флотируют иа столе
шеелит.
Развитую схему доводки оловянных кон-
центратов различных месторождений флото-
гравитацней применяют на доводочных фаб-
риках. Доводка крупнозернистых фракций
осуществляется в пять-шесть приемов. Сред-
ний расход реагентов на флотогравитацию
составляет, кг/т-_ серной кислоты 3—4, бу-
73
типового ксантогената 0,8, дизельного топ-
лива 0,5.
Доводка зернистого концентрата флотогра-
витацией проходит эффективнее, если из него
выделена мелкая фракция (—0,2 мм), на-
правляемая на флотацию. Извлечение олова
в концентрат по такой схеме на одной из
фабрик составило более 90 %, тогда как прн
флотогравитации неклассифицированного ма-
териала оно было значительно ниже.
Иногда неклассифицированный материал
крупностью —1,5 мм флотируют в однока-
мерной флотационной машине, камерный про-
дукт которой подвергают последующей фло-
тогравитации. Потери основного компонента
с сульфидами при доводке флотогравитацией
обычно ниже, чем при пенной ^флотации. Так,
на одной из фабрик в Корнуэлле (Велико-
британия) при доводке оловянного кон-
центрата, содержащего пирит, арсенопирит
и халькопирит, в сульфидном продукте
флотогравитации содержание олова не пре-
вышало 0,65%, а в сульфидном продукте
пенной флотация оно составило 1,2—1,4 %*
При доводке комплексных пирохлоровых
концентратов крупностью -3,5 4-0,3 мм,
содержащих, кроме пирохлора, сульфиды,
апатит, циркон, сфен и другие минералы,
в результате применения флотогравитации
на столе (рис. 1.54, s) выделяют сульфидный,
апатитовый, цирконовый и пирохлоровый
концентраты. ^Последние два продукта под-
вергаются дальнейшей доводке другими спо-
собами обогащения.
Особенностью схемы является введение
отмывки избытка собирателя перед довод-
кой на столе Jh активация циркона кремие-
фтористым Juатрнем. Извлечение в соответ-
ствующие продукты составляло, %: серы
97—99, фосфора 99, циркона 70. Суммарные
потери основного металла не превышали 2,6%,
Способ флотогравитации на столах успешно
применяют также для удаления пирита из
титанового 1концентрата, Содержание серы
при этом снижается до 0,06—0,16 % .
Прн исследованиях обогатимости желез-
ных руд района Малмбергет (Швеция) флото-
гравитацию успешно применяли для извле-
чения апатита в |товарный апатитовый кон-
центрат из хвостов обогащения железной
руды. гЦ
В США флотогравитацию используют в ка-
честве основного процесса для обогащения
флоридских фосфоритовых 1 песков круп-
ностью —0,83 4- 0,21 мм с применением ед-
кого натра (0,25 кг/т), олеиновой кислоты
(0,75—I кг/т) и легкой фракции мазута
(1—2 кг/т).
При обогащений кварцево-апатитовой руды
Слюдянского месторождения, содержащей
7 % пятиокиси фосфора, с включениями апа-
тита крупностью 1—0,1 мм, флотогравита-
цией был ^получен апатитовый концентрат
с содержанием 32 % пятиокиси фосфора
при извлечении до 85 %.
В полупромышленных условиях испытана
флотогравитация ракушечниковых фосфо-
ритов на винтовых сепараторах. Получен
концентрат с содержанием 32 % пятиокнен
фосфора при извлечении 87—93 %. В ка-
честве реагентов применялись кальциниро-
ванная сода (1,5 кг/т), сырое талловое масло
(0,3 кг/т) н горючий мазут (2 кг/т).
Установлена возможность применения фло-
тогравитации для обогащения среднеазиат-
ских фосфоритов крупностью —1 4- 0,1 мм
иа винтовом сепараторе. В качестве реаген-
тов испытывались кальцинированная сода и
смесь рисайкла с керосином.
Флотогравитацию применяют также для
обогащения гранитов. Из зернистых фрак-
ций (—1 4~ 0,85 мм и —0,85 -J- 0,6 мм),
обработанных серной кислотой (0,54 кг/т),
первичным амииоацетатом «Армак Т»
(0,41 кг/т) и легким минеральным маслом
(1,81 кг/т), иа концентрационном столе вы-
деляли слюду, а класс —0,6 мм обогащали
флотацией. В результате получены товарные
полевошпатовый н фракционированный мус-
ковитовый концентраты.
Применение флотогравитации на столах
с принудительной подачей воздуха для обо-
гащения дюнных песков в Австралии поз-
волило получить карбонатный концентрат
с содержанием 99 % СаСОд при извлечении
до 98 % . В качестве реагентов были исполь-
зованы сульфированное касторовое (0,5 кг/т)
и дизельное (2 кг/т) масла.
Из морских песков флотогравитацией от-
деляется (ракушечник от кварца. Исходную
пульпу обрабатывают керосином в содовой
среде (расход соды 0,5 кг/т) при pH 8,5 н
температуре пульпы 289 К-
§ 2. Магнитогидродинамическая,
магнитогидростатическая и
магнитогравиметрическая сепарация
Магинтогидродинамическая (МГД) сепара-
ция — это процесс разделения в жидкости
твердых зернистых материалов по плот-
ности с учетом их электромагнитных свойств.
В жидкости, помещенной в скрещенные
электрическое и магнитное поля, разви-
вается удельная объемная сила f (Н/см3),
определяемая уравнением
t = fi 4“ h + f3, (1-45)
где —лоренцова сила, проявляющаяся
при использовании помещенных в магнит-
ное поле жидкостей, через которые проте-
кает электрический ток; [•> — магнитная сила,
возникающая в жидкости, обладающей зна-
чительной магнитной восприимчивостью и
помещенной в неоднородное магнитное поле:
fa — электрическая сила, возникающая в жид-
кости, помещенной в неоднородное электри-
ческое поле и обладающей высокой диэлектри-
ческой проницаемостью.
При надлежащем выборе направления
силы f, жидкость как бы утяжеляется, что
проявляется в изменении выталкивающей
силы, действующей на погруженные в нее
тела. Если погруженные в жидкость тела
обладают существенной электропроводи-
мостью, магнитной восприимчивостью или
диэлектрической проницаемостью, на них
74
дополнительно действуют соответственно
лорснцовы, магнитные или электрические
силы, которые совместно с силами тяжести
и механическими силами определяют по-
гружение или выталкивание этих тел.
Таким образом, материалы разделяются
з зависимости от плотности, а также электро-
проводимости, магнитной восприимчивости
и диэлектрической проницаемости.
В качестве сепарирующей^жидкости ис-
пользуются электролиты — водные растворы
поваренной соли, серной и соляной кислот,
натриевой и калиевой щелочи,медного и
железного купороса. "
Электролиты должны удовлетворять сле-
дующим требованиям: быть электропровод-
ными, из них должны легко удаляться газы,
образующиеся при электролизе, они должны
иметь малые вязкость и химическую) агрес-
сивность и быть дешевыми. Для каждого
электролита должны быть подобраны элек-
троды из соответствующего материала, ис-
ключающего его растворение из-за корро-
зии. Так, для раствора медного купороса
?бычно выбирают медные электроды, для
z-астворов кислот — свинцовые, для щелочей
— из нержавеющей стали.
Исходная руда в установку для МГД-
сепарации (рис. 1.55) подается питателем 1
з разделительный канал 2, расположенный
з зазоре между полюсами электромагнита 3.
Электролит из сборника 4 насосом 5 подается
з загрузочную часть канала. Ток подводится
s электролиту через электроды 6, установ-
ленные в канале. Продукты разделения по-
ступают в приемники 7 с сетками. При из-
менении величины тока в электролите или
тока в обмотках электромагнита происходит
изменение эффективной (кажущейся) плот-
ности жидкости в широких пределах. Прак-
тически можно создать жидкости с эффектив-
ной плотностью до 10 т/мэ * * * * В.
Трудности использования процесса МГД-
гепарации связаны с вихревым характером
доренцовой силы: около частиц возникают
локальные вихревые течения, а также цир-
кулирующие течения на входе и выходе се-
паратора, затрудняющие разделение.
Производственные испытания МГД-сепа-
ратора промышленного типоразмера пока-
зали возможность его использования в ка-
честве аппарата для гравитационного раз-
деления, при этом извлечение олова из руды
крупностью —16-|- 2 мм в черновые концен-
траты составило 30—40 % (на отсадочных
машинах извлечение 20—30 %). Из руды
крупностью -2 мм на МГД-сепараторе было
выделено более 30 % материала с содержа-
нием олова 0,06 % (при обогащении на кон-
центрационных столах содержание олова
з концентрате 0,09%).
Для широкого промышленного внедрении
«обходимо совершенствовать процесс МГД-
сепарации в направлении значительного со-
кращения расхода электроэнергии, увеличе-
»я производительности сепаратора, удешев-
ления используемых электролитов, устра-
нения отрицательного влияния электролиза
к химической агрессивности электролитов.
Магнитогидростатиче с и а я
(МГС) ceifa рация — это процесс раз-
деления минералов в парамагнитной жидкости
в неоднородном магнитном поле.
В отличие от процесса Л1 ГД-сепарации
в данном случае электрическое поле в жид-
кости не создается. Жидкости представляют
собой водные растворы галогенидов (обычно
хлориды) марганца, железа и др.
В процессе МГС-сепарацин твердые зер-
нистые материалы разделяются по плотности
с учетом их магнитной восприимчивости.
Магнитная восприимчивость растворов, при-
меняющихся для этого процесса, относительно
невелика.
Магиитогравиметрическая
(МГМ) сеп а р а ц н я — разделение мине-
ралов^ по тем же признакам, что и при про-
цессе МГС-сепарации с той разницей, что
в качестве среды разделения используются
не растворы парамагнитных солей, а ферро-
магнитная жидкость (ФМЖ), представляю-
щая собой коллоидные растворы высоко-
дисперсных ферромагнитных материалов
в различных носителях. Дисперсной средой
коллоида является магнетит крупностью
(50—200) 10“9 м, в качестве стабилизатора
используется олеиновая кислота, носителя —
керосин.
Вязкость ФМЖ составляет 0,002—
0,003 Па-с (в магнитном поле увеличивается
до 0,003—0,0045 Па-с), магнитная восприим-
чивость — в 10—15 раз выше, чем у раство-
ров парамагнитных солей, используемых
для процесса МГС-сепарации.
Свойства ФМЖ дают возможность^ созда-
вать оригинальные конструкции сепараторов
(рис. 1.56), разделение в которых осуществ-
ляется в слое жидкости, утяжеленной до
необходимой плотности и «висящей» между
полюсами электромагнита, Т. е. МГМ-се-
паратор представляет собой своеобразное
«гравитационное решет о», на поверхности
75
Рис. 1.56. Принципиальная схема МГМ-сепара-
тора:
а — вид сбоку; б — вид спереди; 1 — бункер;
2 — питатель; 3 — ФМЖ; 4 — полюса электро-
магнита; 5 — приемник легкого продукта; 6 —
приемник тяжелого продукта
которого остаются легкие минералы, а тя-
желые погружаются и проходят через слой
жидкости [23].
Небольшой градиент поля, создаваемый
в горизонтальном направлении, обеспечивает
передвижение оставшихся на поверхности
минералов и разгрузку их в соответствующий
приемник. Тот же эффект может быть достиг-
нут благодаря составляющей силы тяжести,
действующей при небольшом наклоне аппа-
рата.
На минеральную частицу, помещенную
в ФМЖ между полюсами магнита, действует
удельная сила
/ = (Рч 4* Рж) g + (Хч + /ж) ^grad Н, (1.46)
где рч и ри; — плотность соответственно
минеральной частицы и жидкости; Хч иХж —
магнитная восприимчивость частицы и жид-
кости; g—ускорение свободного падения;
Н — напряженность магнитного поля.
При разделении материалов методом МГМ-
сепарации следует учитывать, что оно про-
исходит ие по истинной, а по эффективной
(кажущейся) плотности ФМЖ:
Рэ = Рч + Хч^ grad H/g. (1.47)
Разделение в МГМ-сепараторах может быть
использовано для фракционных анализов
взамен разделения в тяжелых жидкостях,
например, жидкости Клеричи.
Важным фактором при разделения в МГМ-
я МГС-сепараторах является крупность раз-
деляемых материалов. Если крупные (более
2 мм) и более тяжелые частицы руды свободно
преодолевают силу поверхностного натя-
жения ФМЖ, то мелкие, относительно высо-
кой плотности зерна, смоченные водой, уже
не обладают способностью смачиваться ФМЖ
и плывут по ее поверхности вместе с более
легкими частицами минералов. Вследствие
этого нижний предел разделения по круп-
ности может составлять 0,5 мм, но он может
быть снижен до 0,1 мм в случае использова-
ния при процессе МГМ-сепарации центро-
бежных и вибрационных сил.
Для материалов крупностью 1—2 мм и
более установлена возможность разделения
по разнице плотностей до 0,05 г/см3, причем
чем больше разница в плотностях разделяе-
мых минералов, тем ниже предел разделения
их по крупности.
Процесс МГМ-сепарации перспективен для
доводки алмаз-, платино- и золотосодержа-
щих концентратов, а также утилизации лома
цветных металлов.
РАЗДЕЛ II
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ
Глава 1
Общие понятия
§ 1. Виды влаги в продуктах
обогащения
Получаемые на фабриках при обогащении
руд продукты, как правило, представлены
жидкими пульпами. Содержащуюся в про-
жектах влагу подразделяют на внутреннюю
и внешнюю.
Внутренней влагой называют влагу, со-
держащуюся в кристаллической решетке
минерала. В общем перечне видов влаги ее
именуют кристаллизационной (присутствует
в виде молекул Н2О), конституционной или
гидратной (присутствует в виде ионов ОН-,
Н“, Н3О+). Удалить ее можно при обжиге
ели прокаливании материала.
Внешнюю влагу делят на гигроскопиче-
скую, пленочную, капиллярную и гравита-
ционную. Гигроскопическая влага может при-
сутствовать в результате адсорбции паров
воды гигроскопичными материалами. Доля
ее обычно невелика. Пленочная влага удер-
живается силами молекулярного притяже-
ния между частицами твердого и воды, она
обволакивает частицы более толстым слоем,
чем гигроскопическая влага. Капиллярная
влага частично или полностью заполняет
сквозные и тупиковые поры между частицами
твердого и поры внутри частиц, например
в материалах, прошедших гидрометаллурги-
ческую обработку. Она удерживается капил-
лярными силами и может передвигаться под
действием сил капиллярного давления.
Гравитационная влага заполняет все проме-
жутки между частицами, а при больших
разжижениях продуктов является средой,
з которой находятся твердые частицы. Гра-
витационная влага может передвигаться от-
носительно частиц твердого под действием
силы тяжести *.
В зависимости от содержания влаги про-
дукты подразделяют на жидкие (обводненные),
шжрые, влажные, воздушно-сухие, сухие
г прокаленные.
Жидкке продукты характеризуются
большим разжижением и текучестью. Влаги
а них содержится не менее 40 %.
' Акад. П. А. Ребиндер по форме связи раз-
личал три вида влаги: химическую, физико-хи-
«аческую и физико-механическую.
Мокрые продукты содержат меньше
воды (от 15—20 до 40 %), чем жидкие. Если
такие продукты представлены мелким мате-
риалом, они растекаются, часть воды из них
выделяется при транспортировании, перегруз-
ках и непродолжительном хранении.
Для жидких и мокрых продуктов харак-
терно присутствие внешней влаги во всех
ее видах.
Влажные продукты являются проме-
жуточными между мокрыми и воздушно-
сухими, Содержание влаги в них составляет
от 5—6 до 15—20 %. Они нетекучи. Во влаж-
ных продуктах содержится гигроскопиче-
ская, пленочная и часть капиллярной влаги.
Воздушно-сухие продукты пред-
ставляют собой сыпучие материалы, поверх-
ность которых вследствие гигроскопичности
незначительно увлажнена находящимися
в воздухе парами воды. Иногда воздушно-
сухими называют продукты с влажностью
в несколько процентов.
Сухие продукты не содержат внешней
влаги.
Прокаленные — это продукты, из
которых термически удалена химически свя-
занная вода.
Влажность W (%) определяется отношением
массы воды в продукте к массе сырого про-
дукта:
W = (&-&) 100/Qj, (11,1)
где Qi и Qa — масса соответственно сырого
и сухого продукта.
Масса сухого материала определяется
после контрольной сушки. Сушку для уда-
ления гигроскопической влаги, во избежа-
ние прокаливания материала, следует про-
водить прк температуре 378 К.
§ 2. Краткая характеристика
способов обезвоживания
Конечная влажность обезвоженного продукта
зависит от способа обезвоживания, свойств
поверхностей минералов, их плотности, круп-
ности частиц, соотношения Ж ; Т в исходном
материале, наличия примесей и добавок, вре-
мени обезвоживания, условий работы ап-
парата и др.
Гравитационная и часть капиллярной
влаги удаляются в один или несколько прие-
мов в зависимости от гранулометрического
состава продукта, его исходной влажности,
требований к его конечной влажности, что
связано с последующим переделом или
транспортированием материала.
Наиболее простым способом удаления
влаги, применяемым в основном для крупно-,
и среднезернистых продуктов, является дре-
нирование. Конечная влажность продуктов
дренирования достигает 5—10%.
Жидкие пульпы, содержащие мелкие и
тонкоизмельченные частицы, обезвожива-
ются обычно сгущением и фильтрованием.
После сгущения чаще всего получают про-
дукты с содержанием влаги 40—60 %, после
фильтрования — 10—15 % (в одних случаях
77
влажность материала после фильтрования
может снижаться до 7 %, в других — пре-
вышать 20—25 %).
Полное удаление внешней влагн из про-
дукта (оставшейся части капиллярной влаги,
пленочной и гигроскопической) достигается
сушкой.
Влажность продукта после сушки состав-
ляет от долей до нескольких процентов.
Глава 2
Дренирование
§ 1. Обезвоживание в штабелях
Дренирование — процесс естественной филь-
трации жидкости через промежутки между
твердыми частицами (кусками) под действием
силы тяжести (иногда при дополнительном
воздействии механических колебаний).
Типичный пример дренирования — обез-
воживание в штабелях. Этим методом может
обезвоживаться крупнокусковый материал
(до 150—200 мм). Нижний предел крупности—
0,1 — 1 мм.
Эффективность дренирования в штабелях
зависит от продолжительности обезвожива-
ния, высоты штабеля, наличия и качества
«постели», ее гранулометрического состава,
способа укладки материала, смачиваемости
поверхности частиц жидкостью, вязкости
жидкости и др.
В штабеле различают две зоны: верхнюю,
в которой промежутки между частицами
материала заполнены в основном воздухом,
и нижнюю, в которой промежутки между
частицами в большей степени заполнены во-
дой. Высота нижней зоны соответствует
высоте капиллярного подъема жидкости.
Она тем больше, чем меньше промежутки
между частицами материала. Размер проме-
жутков зависит прежде всего от крупности
продукта, а также от формы частиц и уплот-
нения. Уплотнение материала зависит от
способа его укладкн в штабель (грейфером,
экскаватором, конвейером и т. д.).
Высоту (м) капиллярного подъема жидкости
ориентировочно можно определить по фор-
муле
h = 2a cos Q/ryg, (11.2)
где a — поверхностное натяжение жидкости,
Н/м; 0 — краевой угол смачивания, градус;
г — радиус капилляра, м; у — плотность
жидкости, кг/м3; g—ускорение свободного
падения, м/с2.
Если размер капилляров принять равным
d = 0,015 мм (г = 7,5* 10”6 м), при полном
смачивании поверхности твердых частиц
жидкостью (6 = 0°, cos 0=1) при обычных
значениях поверхностного натяжения воды
(а = 72-10-3 Н/м) и ее плотности (у =
~ 1000 кг/м3), высота капиллярного подъема
272-10-3.[ _
7,510-е1000 9,8 М'
При обезвоживании в штабелях магнетито-
вого концентрата крупностью 86 % класса
—0,1 мм высота капиллярного подъема жид-
кости составляет около 2,5 м. Если постель
под обезвоживаемым продуктом состоит из
крупнозернистого материала, высота обвод-
ненной зоны штабеля, богатой влагой, равна
высоте капиллярного подъема жидкости. На
скорость обезвоживания такая постель не
влияет. Если постель состоит из измельчен-
ного материала (например, хвостов обога-
щения), крупность которого равна или меньше
крупности обезвоживаемого продукта, она
способствует удалению влаги. В этом случае
часть зоны капиллярного подъема прихо-
дится на постель. Если толщина постели равна
или больше высоты капиллярного подъема,
штабель может не иметь зоны с высоким со-
держанием влаги.
Слишком мелкий материал применять в ка-
честве постели не рекомендуется, так как он
оказывает очень большое сопротивление
стекающей воде.
На Оленегорской обогатительной фаб-
рике железный концентрат, содержащий
20—30 % твердого, ранее обезвоживался в
в штабелях (конусах, размещенных в закры-
том складе), по следующей технологии [11]
(рис. II. 1 и II.2).
Рис. II.1. Схема расположении отстойников и от-
секов в складе обезвоживания концентрата на
Оленегорской фабрике
73
Рис. П.2.3 Склад обезвоживания концентрата
Г ранулометрический состав оленегорского
концентрата
Класс, мм
—0,84-0,6........... .............
—0,64-0,4........................
—0,44-0,3.........................
—0,34-0,2.........................
-0,24-0,1.........................
-0,14-0,074 ......................
—0,074 ...........................
Вы -
0,4
2,0
3;6
20,1
24,2
22,0
27,7
Концентрат предварительно обезвожива-
ется в шести прямоугольных отстойниках,
имеющих сливные пороги на всю ширину
отстойника и по три сливных трубы диа-
метром 270 мм, расположенных на разной
высоте. Отстойники располагаются попарно;
загрузка каждой пары производится пооче-
редно. При подаче концентрата в отстой-
ники твердые частицы оседают, а вода сли-
вается через порог. Сливные трубы во время
подачи концентрата перекрываются проб-
ками. После заполнения отстойника твердым
материалом приблизительно па 75 % подача
концентрата прекращается. Концентрат
отстаивается не менее 15 мин, после чего
вода удаляется через трубы. Трубы откры-
вают поочередно, начиная с верхней. Содер-
жание твердого в общем сливе составляет
примерно 3 г/л, а в отстоявшемся материале —
70—80%. Осевший продукт грейферным кра-
ном (пять кранов грузоподъемностью 30 т
каждый) выгружают из отстойников и укла-
дывают рядом в конусы для первичного обез-
воживания в трех отсеках склада,
В боковых стенках отсеков высотой 3,1 м
имеются отверстия — окна, через которые
сливается в канаву дренирующая к стенкам
вода. Время первичного обезвоживания —
не менее 3 ч. Затем концентрат перемещается
(перелопачивается) в конусы вторичного обез-
воживания, Если концентрат находится
в них более 24 т, конус выбирается до по-
дошвы, если менее 24 ч, то на 2/3 высоты.
Время обезвоживания менее 8 ч не допус-
кается; конечная влажность составляет 8,5—
9 %. Далее увлажненный концентрат от ннж-
лей обводненной части конусов вторичного
обезвоживания переносится обратно в конусы
первичного обезвоживания.
Вместимость отсеков при насыпной массе
концентрата около 2,6 т/м3 составляет приб-
лизительно 52 000 т и практически исполь-
зуется на 70 %.
§ 2. Обезвоживание на грохотах
На грохотах обезвоживают продукты круп-
нее 0,35 мм (до 300 мм и более). Удалению
гравитационной влаги из материала способ-
ствует встряхивание.
Для обезвоживания применяют вибрацион-
ные и самобалансные (ГИСЛ-62, ГИСЛ-72)
грохоты (табл. 11.1). При обезвоживании
крупных материалов устанавливают двух-
ситпые грохоты, в которых над щелевыми
ситами имеются штампованные илн плете-
ные сита с крупными отверстиями, например
13Х 13 или 6Х 6 мм.
79
Таблица II.I
Техническая характеристика самобалансных грохотов для обезвоживания
Параметры ГИСЛ-62 ГИСЛ-72
Размеры просеивающей поверхности:
ширина, мм 2000 2500
длина, мм 5000 6000
площадь, м2 10 15
Число сит
Размеры щелей (отверстий) в зависимости от тех-
нического применения грохота, мм:
нижнего (щелевидного) 0,5 —2
верхнего (листового) 7, 12, 50
Угол наклона грохота, градус 0- -25
Амплитуда (полуразмах) колебаний, мм 6
Частота колебаний, мин-1 735
Производительность, т/ч 270 ( 400
Электродвигатель:
тип ВА072-8У2 ВА081-8У2
мощность, кВт 17 22
частота вращения, мин-1 735
Масса грохота с брызгальцыми устройствами, кг:
в подвесном исполнении До 10 070 |
в опорном исполнении До 9 950 До 13 440
Масса грохота без брызгальных устройств, кг;
в подвесном исполнении До 9 890 —
в опорном исполнении До 9 770 До 13 280
Примечание. ГИСЛ-72 изготовляется только в опорном исполнении.
За рубежом для обезвоживания применяют,
кроме вибрационных и самобалансных, также
электровибрационные и инерционные грохоты.
При обезвоживании обводненных про-
дуктов значительную часть воды (до 75 %)
предварительно можно сбросить на непод-
вижных дуговых грохотах.
Обезвоживание материала на грохоте
можно совмещать с его промывкой. Расход
воды на промывку 1 т относительно крупного
зернистого материала составляет до 0,3 м3,
более мелкого — до 1 м3.
Число необходимых для обезвоживания
грохотов определяют по удельным нагруз-
кам [67], которые, в свою очередь, зависят
от крупности материала, размеров отверстий
сита и плотности твердой фазы.
§ 3. Обезвоживание в элеваторах
и в горизонтальных ковшевых
конвейерах
Использование элеваторов с дырчатыми ков-
шами позволяет обезвоживать материал
крупностью 2—35 мм в процессе его транспор-
тирования (подъема). Ковши элеваторов из-
готовляют из перфорированных стальных
листов (отверстия чаще всего имеют про-
долговатую форму). Длина элеватора может
достигать 30 м.
Для предотвращения попадания воды из
верхнего ковша в нижний используют цеп-
ные элеваторы, которые устанавливают под
углом свыше 50°. При сосредоточенном рас-
положении ковшей (на каждом шаге цепи
80
по ковшу) дополнительно устанавливают
водоотводящие листы.
Продолжительность обезвоживания для
мелкого материала при скорости движения
ковшей 0,15—0,17 м/с должна составлять
27—29 с, для крупного материала при ско-
рости движения ковшей 0,25—0,27 м/с —
не менее 17—18 с. Продолжительность обез-
воживания материала в элеваторах отсадоч-
ных машин снижается в отдельных случаях
до 7—8 с.
Производительность элеваторов (т/ч)
Q = З.б/оУунф/а, (11.3)
где/о — вместимость ковша, л; а — шаг ков-
шей, м; и—скорость движения ковша, м/с;
ун — плотность влажного материала, т/м3;
ф—коэффициент заполнения ковшей эле-
ваторов.
Техническая характеристика обезвоживаю-
щих элеваторов приведена в табл. II.2.
Влажность марганцевых концентратов, вы-
груженных элеваторами отсадочных машин,
следующая:
Никопольский концентрат крупностью
—35+3 мм, %:
I сорта.........................14—17
II сорта .......................18—20
Чиатурский концентрат крупностью
—20+8 мм, %:
I сорта.........................10—II
IV сорта .....................12—16
Чиатурский концентрат крупностью
—8+2 мм, %:
I сорта.........................12—13
IV сорта .......................18—20
13Q0
Рис. II.3. Ковши обезвоживающего конвейера
Таблица 11*2
Техническая характеристика обезвоживающих элеваторов
Параметры ЭО4С ЭО6С | ЭО10
Длина, ММ Угол наклона, градус Скорость движения ковшевой ленты, м/с До 30 000 60—75 0,17: 0,25
Ковш: ширина, мм 400 650 1 000
вместимость, не менее, л 16 40 125
шаг, мм Тяговая цепь: тип 320 400 800
Пластин- Втулочная (специальная)
шаг, мм чатая 320 400 400
Редуктор Производительность, т/ч 14—57 ПДНД-315 28—113 43—177
Обезвоживающие ковшевые конвейеры
устроены подобно элеваторам, с той лишь
разницей, что ковши конвейеров (рис. II.3)
перемещаются по горизонтали. Вода сте-
кает с материала и удаляется через сетчатое
дно ковшей. Ковши, находясь на нижней
Таблица П.З
Показатели обезвоживания материала в
горизонтальном ковшевом конвейере
Параметры Исход- ный про- дукт Обезво- женный | материал Слив
Содержание классов (мм), %:
—15+12 2,4 2,4 —
—12+8 3,7 3,8 —
—8+6 9,3 9,4 141
—6+4 7,3 7,4 —
—4+2 17,4 17,4 12,2
-2+1 30,5 30,6 25,6
— 1 + 0,25 25,8 26,2 16,5
—0,25+0,1 2,5 2,3 15,9
—0,1 Содержание, %; 1,1 0,5 29,8
железа 45,5 46 33,6
влаги — 22 —
Пр оизводи тел ьность по твердому, т/ч 38,75 38 0,75
Примечание.
, . . Высокая влажность
(22%) относительно крупного концентрата объяс-
няется тем. что многие зерна его представляют со-
бой оолитовые гидроокиси ые образования с боль-
шой влагоемкостью.
ветви конвейера, автоматически переворачи-
ваются, и обезвоженный материал ссыпается
в бункер.
Обезвоживающие ковшевые конвейеры дли-
ной 21,5 м установлены на Камыш-Бурунской
железорудной фабрике, где на них обезво-
живают материал после промывки. Техноло-
гические показатели промывки приведены
в табл. П.З.
§ 4. Обезвоживание в механических
классификаторах
Обезвоживание концентратов в классифика-
торах, как правило, предшествует фильтра-
ции или обезвоживанию в штабелях (на
складе).
Для обезвоживания средне- и мелкозерни-
стых материалов, в основном железных
концентратов и продуктов обогащения мар-
ганцевых руд, применяют реечные и спираль-
ные классификаторы (табл. II.4).
Обезвоживающие классификаторы уста-
навливают под углом до 16°. Число качаний
гребковой рамы или частоту вращения спи-
рали при этом уменьшают, например с 20
до 14 качаний в I мин.
Окончательно влага из обезвоженного про-
дукта (песков) удаляется дренированием при
транспортировании песков по днищу класси-
фикатора. Для снижения влажности песков
в реечных классификаторах часто устанав-
ливают обезвоживающий порог. В некоторых
случаях в верхнем конце реечного классифи-
катора устанавливают под углом 30° наклон-
ную плоскость длиной около 1 м, что позво-
ляет снизить влажность песков на 3—4 %.
При этом соответственно реконструируют
гребковую раму. Иногда эту плоскость (или
часть днища) делают фильтрующей и под нее
подводят вакуум.
82
TuftiHiui 11.4
Технологические показатели обезвоживания продуктов обогащения в механических классификаторах
Классификатор Продукт Питание Пески Слив
Произво- дитель- ность по твердому, т/ч Содержание. % Произво- дитель- ность но /твердому, т/ч Содержание, % Содержание, %
твердого класса — 0,074 мм влаги класса — 0,074 мм твердого класса — 0,074 мм
Односпиральный со спиралью диамет- ром, мм:
1200 Высокогорский железный кон- центрат 50—60 50—55 57—60 27—30 19 29,7 30 80,2
1200 Лебяжинский железный кон- центрат 54 50 50 % —0,063 мм 21 13,5 20,6 % —0,063 мм 39,3 72,5 % —0,063 мм
1200 Лебяжинский железный кон- центрат (из богословской ру- ды) 70 47 30 % —0,063 мм 40 15,6 9,8 —0,063 мм 29,8 60,1 % —0,063 мм
2400 Лисаковский бурожелезняки- вый концентрат 40—55 25—45 0,1-0,4 40—45 25—30 0,1 0,4—0,5 48,5
Двухспиральный со спиралью диаметром 2000 мм Оленегорская руда крупностью 2—0 мм (верхний продукт гро- хотов) 373 57 16 245 20 6,4 37 33,6
£
Глава 3
Сгущение
§ 1. Основные принципы
Сгущение — процесс повышения концентра-
ции (содержания) твердого в пульпе, проис-
ходящий в результате осаждения (перемеще-
ния) в ней твердых частиц под действием
силы тяжести *.
Целью сгущения является получение в ка-
честве конечного плотного (сгущенного) про-
дукта. Если цель заключается в выделении
возможно более чистой жидкой фазы, упот-
ребляется термин «осветление». Часто тре-
буется выполнять оба условия.
В зависимости от свойств пульпа может
сгущаться с выделением чистой или замут-
ненной жидкой фазы — слива. В первом слу-
чае между пульпой и жидкостью наблюдается
четкая граница раздела, во втором — види-
мой границы нет.
В сгустителе при оптимальном заполнении
его материалом и установившемся режиме
существует несколько зон (рис. II.4). Вверху
располагается зона осветленной жидкости А
(при отсутствии указанной границы раздела
выделение зоны условно). Вторая сверху —
зона пульпы первоначальной (исходной)
плотности Б. Здесь, в зависимости от содер-
жания твердого, происходит свободное или
стесненное осаждение частиц. Внизу нахо-
дится зона уплотнения (сжатия) Г. В этой
зоне жидкость выделяется из пульпы в ре-
зультате давления находящегося выше ма-
териала. В придонном слое пульпа дополни-
тельно уплотняется гребками. Иногда между
двумя последними эонами выделяют проме-
жуточную зону В.
Перечисленные зоны с большей или мень-
шей четкостью можно проследить на кривой,
выражающей зависимость содержания (кон-
центрации) твердого от глубины (высоты)
сгустителя (рис. II.5).
* Сгущение пульпы может производиться под
действием центробежных сил в центробежных
классификаторах (осадительные центрифуги и
гидроциклоны). Осадительные центрифуги на
рудообогатителъных фабриках не применяются.
Рис. II.4. Зоны осаждения пульпы в сгустителях
Питание
Рис. II.5. Зависимость содержания (концентра-
ции) твердого от глубины сгустителя
В пульпы, сгущающиеся с выделением мут-
ного слива, обычно добавляют реагенты, спо-
собствующие образованию агрегатов частиц
(флокул), — таким образом достигается ус-
корение осаждения и выделение чистого слива.
Удельную площадь сгущения (в м3 на 1 т
твердого материала в сутки) можно опреде-
лить по формуле
s = (Я — ЯьУт«. Ш-4)
где Я — разжижение пульпы, соответствую-
щее определяющему содержанию твердого;
Як — разжижение конечного (сгущенного)
продукта; v — скорость осаждения твердого
при разжижении /?, м/сут; у — плотность
жидкой фазы пульпы, т/ма; Я, Як и — оп-
ределяются экспериментально.
Глубина сгустителя Н определяется по
формуле
Н = h2 Л- h, (II.5)
где hz и h — высота соответственно зоны
осветленной жидкости, зоны пульпы началь-
ной плотности (Л1 = 0,34-0,9 м и 4- 0,34-
4-0,6 м) и зоны уплотнения.
Высота зоны уплотнения определяется
по формуле
h = t (1/6 4- Pcp/y)/24s, (11.6)
где t — время пребывания твердой фазы
в зоне уплотнения, ч; 6 — плотность твердого,
т/м3; ЯСр — среднее разжижение в зоне уп-
лотнения (определяется экспериментально).
§ 2. Факторы, влияющие
на сгущение
На процесс сгущения, протекающий под
действием силы тяжести, влияют минерало-
гический и гранулометрический состав ма-
териала, форма частиц, содержание твердого
в исходной пульпе, плотность твердой и жид-
кой фаз, вязкость жидкости, температура
84
сульпы, pH среды, наличие в пульпе реа-
гентов и специально вводимых в нее доба-
вок. Конечные результаты сгущения зависят
также от конструктивных особенностей ис-
пользуемых аппаратов.
Влияние крупности частиц, плотности твер-
дой и жидкой фаз, вязкости жидкости можно
проследить по закономерностям и уравне-
Евям скорости оседания частиц.
Самые тонкие частицы в результате малой
скорости падения, броуновского движения
i отталкивания при одноименном заряде
хедают медленно. Трудно сгущаются тонко-
тасперсные глины и глинистые материалы
'каолин, охра и др.). Глина разбухает в воде
г образует устойчивую взвесь, кроме того,
тончайшие глинистые частицы обволаки-
зают другие минеральные зерна и ставили-
згруют их. В жидких пульпах твердые ча-
г~дцы осаждаются быстрее, чем в густых,
:д;чако при этом из продукта должно быть
аыделено большее количество воды, что при
сдинаковой производительности по твердому
увеличивает скорость восходящих потоков
з аппаратах и, следовательно, увеличивает
зынос тонких частиц в слив.
С повышением температуры снижается
з^зкость жидкой фазы пульпы—воды. Наи-
более резко вязкость воды снижается при на-
гревайии до 293—303 К (при 273, 303, 333
з 363 К она составляет соответственно 0,0018,
0.0008, 0,00047 и 0,00032 Па-с). С повышением
"гмпературы усиливается также действие
зуисутствующих в пульпе реагентов.
В зависимости от состава пульпы и спе-
Гйально вводимых в нее добавок твердые
«лстнцы при сгущении оседают раздельно
я-ти в виде агрегатов. Агрегаты частиц имеют
значительно большую скорость осаждения,
зеэтому создание условий для их образова-
лся является основным способом интенсифи-
т.алии сгущения.
J 3. Сгустители
Сгущение жидких продуктов в основном
производится в цилиндрических (радиаль-
аи) сгустителях с механической разгруз-
кой осадка.
В зависимости от устройства механизма
разгрузки осадка и, главным образом, от
расположения привода этого механизма ци-
-игадрические сгустители разделяются на два
на: с центральным приводом и с перифери-
ческим.
Сгустители с центральным приводом бы-
вают в двух исполнениях — с закреплением
граблин на центральном консольном валу,
стирающемся на неподвижную ферму (сгу-
стители диаметром в основном до 18 м,
ж. II.6, ц), и с креплением граблин к цен-
’ральной конструкции (клетке), опирающейся
la центральную колонну (рис. II.6, б).
Сгустители с центральным приводом
: граблинами, закрепленными на консоль-
в:м валу, по высоте могут иметь один или
^сколько ярусов. По этому признаку сгу-
стители подразделяются на одно- и много-
ярусные.
Одноярусный радиальный
сгуститель (рис. II.6, II.7) состоит
из цилиндрического чана с горизонтальным
или коническим днищем и кольцевым слив-
ным желобом наверху, загрузочной воронки
и механизма для разгрузки сгущенного про-
дукта. Чан изготовляют из бетона, а у сгу-
стителей небольших размеров — из листового
железа или дерева. Днище сгустителей малого
диаметра выполняют горизонтальным^ сгу-
стителей большого диаметра — наклонным.
Угол наклона днища — до 12°. Если мате-
риал представлен тонкими частицами, до-
пускается меньший уклон.
Край кольцевого желоба является порогом,
через который переливается осветленная
часть пульпы—слив. Для удаления слива
самотеком днище кольцевого желоба имеет
небольшой уклон. Сливной порог по всей
окружности должен иметь одинаковый уро-
вень. Для удобства выравнивания порога
его делают из дерева. Иногда между бортом
и деревянным порогом вставляют конвейер-
ную ленту таким образом, чтобы край ее
был выше этого порога на 30—40 мм (при
необходимости уровень такого порога можно
легко отрегулировать).
Питающая воронка, в которую по желобу
или трубе поступает исходная пульпа, рас-
полагается в центре сгустителя. Нижний
край се заглублен по отношению к уровню
слива приблизительно на 0,5—1 м. Для га-
шения скорости потока поступающей пульпы
обычно в воронке на уровне слива или не-
сколько ниже устанавливают решетку. Для
этой же цели поток можно делить на две
струи, направляя их на отдельные кольце-
вые полки навстречу друг другу. При раз-
грузке пульпы с полок скорости га-
сятся.
У сгустителей с граблинами, закреплен-
ными па вертикальном валу, последний опи-
рается на ферму и получает вращение от элек-
тродвигателя через червячный редуктор.
Для предотвращения поломок механизма
при перегрузках вал вместе с граблинами мо-
жет перемещаться на некоторое расстояние
в вертикальном направлении. Подъем и
опускание вала с граблинами производятся
вручную или автоматически специальным
механическим устройством,
У сгустителей с граблинами (обычно двумя
длинными и двумя короткими), закрепленны-
ми на центральной конструкции (клетке),
клетка крепится к зубчатому колесу, которое
посредством шарикового или гидростатиче-
ского подшипника опирается на колонну.
На колонне расположен и привод: один или
несколько электродвигателей, редукторы,
промежуточные валы с шестернями.
Существуют конструкции, в которых для
выравнивания нагрузок в кинематическую
схему привода введен дифференциал.
Граблины изготовляют в виде крестовин
(ферм) с закрепленными снизу гребками.
Гребки установлены под определенным уг-
лом, позволяющим перемещать осадок к цен-
тру. Каждый гребок перемещает материал
па расстояние, достаточное для захвата его
85
Рис, II,в. Одноярусный радиальный сгуститель с центральным приводом в двух исполнениях (я) и (бу.
i — чан; 2 — сливной желоб; 3 — загрузочная воронка; 4 — разгрузочный конус; 5 — центральный вал; б — граблины; 7 — ферма;
8 — привод; 9 — механизм для подъема вала с граблинами; 10 — указатель перегрузки сгустителя
11.7. Сгуститель с периферическим приводом;
1 — зама; 2 — каретка; 3 — монорельс
установленным ближе к центру гребком дру-
ий граблины.
У сгустителей малого диаметра для уско-
угенон разгрузки сгущенного продукта вместо
иребков на граблинах могут быть установлены
жиуслирали.
Разгрузочный механизм сгустителей с пе-
риферическим приводом имеет вид рамы
с гребками, которая опирается на централъ-
лио калонну и монорельс, уложенный вкру-
мвузо на стенке чана. У периферии рама за-
мачивается кареткой, иа которой размещены
мм.''родвигатель, редуктор, приводной ро-
ж в балласт для увеличения силы сцепле-
м роликов с рельсом- Ток к электродвига-
жзю подводится через центральную колонну
«интактные кольца.
Окружная скорость движения граблии или
фйковой рамы у периферии обычно состав-
мкт 0.1 м/с. При сгущении тонких шламов
ижиюсть снижают до 0,05 м/с, а для грубо-
миижггых пульп скорость может быть повы-
до 0,16—0,2 м/с и более.
ГЬя сгущении флотационных концентра-
"Ж. представляющих собой пенные продукты,
Лк предотвращения потерь пены со сливом
в близком расстоянии от сливного порога
ДЕЯнлвливают пеноотбойник (экран), за-
ищвжнный ниже уровня слива.
Сгущение пульпы в сгустителях протекает
итцим образом. Пульпа, выйдя из пи-
лммей воронки, сначала движется вниз,
мтем растекается в радиальных направ-
По мере замедления радиальных по-
аз них выпадают все более мелкие
частицы, Осветленная часть пульпы, достиг-
нув стенки сгустителя, поднимается вверх
и сливается через порог в кольцевой желоб.
Выпавшие из потока твердые частицы осе-
дают вниз. По мере их осаждения осадок
уплотняется.
В донной части сгустителя осадок переме-
щается гребками к центру. Из центральной
части днища (разгрузочный конус), которой
придается больший уклон, сгущенный про-
дукт разгружается через один или несколько
патрубков.
В нижней зоне пульпа может уплотняться
частично под действием гребков и дополни-
тельно в результате разрушения гребками
сводов, образуемых частицами.
При сгущении хорошо сфл окулированных
пульп содержание твердых частиц в начале
и конце зоны уплотнения отличается незна-
чительно. Дополнительное уплотнение в этом
случае происходит в результате частичного
разрушения флокул.
Сгустители небольших и средних диаметров
обычно устанавливают па опорах. Сгусти-
тели больших размеров частично или пол-
ностью заглубляют в грунт. При этом доступ
к разгрузочному конусу осуществляется че-
рез специально проложенную траншею.
Сгущенный продукт из сгустителей неболь-
ших размеров разгружается самотеком, а
из больших сгустителей — насосами. Наи-
более удобными аппаратами для откачки
сгущенного продукта из сгустителей малого
диаметра являются диафрагмовые насосы,
устанавливаемые на уровне слива сгусти-
теля. Производительность их регулируется
изменением эксцентриситета.
У сгустителей большого диаметра уста-
навливают центробежные песковые насосы,
87
Рис. 11.8. Двухъярусный сгуститель сбаланси-
рованного типа:
а - разрез; б и g - коробки соответстзенко рас"
пределительная н сливная; 1 — аварийный люк;
2 — питающая трубка; 3 и 4 — загрузочные
трубы соответственно верхнего и нижнего яруса;
5 —- сливная труба нижнего яруса
размещая их в траншее вместе с дренаж-
ными насосами или в непосредственной близо-
сти от сгустителя. Насосы для откачки сгу-
щенного продукта можно размещать в кес-
соне, сооруженном в центре под сгустителем.
В случае открытых сгустителей кессон в зим-
нее время обогревают.
Многоярусные радиальные
сгустители применяют при сгущении
горячих пульп, когда требуется сократить
разницу температур исходного и конечного
продуктов, а также для промывки материала
методом непрерывной противоточной декан-
тации. Широко применяются двухъярусные
88
сгустители (особенно сбалансированные —
уравновешенные) как наиболее удобные по
распределению нагрузки между отдельными
ярусами.
В двухъярусные сгустители сбалансирован-
ного типа (рис. 11.8) питание подается в оба
яруса, слив выделяется также из двух
ярусов, а сгущенный продукт -- только яз
нижнего.
Техническая характеристика сгустителей
приведена в табл. 11.5.
§ 4. Эксплуатация сгустителей
Технологические показатели работы сгусти-
телей приведены в табл. П.о.
При сгущении флотационных железных
концентратов крупностью 80 % класса
—0,074 мм удельная нагрузка составляет
приблизительно 0,3—0,6 т/(м3-сут), а для
марганцевых — 0,4—0,7 т/(кг-сут).
Таблица II.5
Неиическая характеристика сгустителей
L- zth гель Марка Ди аметр чана, мм ц Л 3 ® * to Ч со * схй , Площадь сгущения, । м1 Время од- ного ofiopoia граблин или гребковой рамы, мин I Высота подъема граблин, мм Мощность члект/одви- гател!,. кВт Завод изготовитель
с ден- тезль- ЖрЕЗОДОМ С тери- Йедиче- ZXHM явиэодом При иис~?2ном и Ц1-2,5 Ц-4 Ml Ц-6 MI Ц-9М1 Ц-12 Ml Ц-15 Ml Ц-18М1 Ц-25 Ц-30 Ц-50 П-25 П-30 ч е ч а н и сполнении. 2 500 4 000 6 000 9 000 12 000 15 000 18 000 25 000 30 000 50 000 25 000 30 000 *. Сгустите 1500 2500 2500 3000 3000 3000 3600 4000 4000 5000 3600 3600 ли диам 5 12 28 60 НО 175 250 500 700 1950 500 700 стром 2 2,0 3,0 4,0 5,0 6,0 7,5 9,0 11—45 11—45 15; 18; 26; 33 9; 13; 18 11; 16; 19,3 5; 4; 6; 9; 12; 250 300 400 400 400 400 400 15 и 18 0,8 1,1 2,2 3,0 3,0 4,0 4,0 1,9X2 З.ЗХ 2 5,5Х 2 7,1; 8,3; 10,5 7,1; 8,3; 10,5 м изготовляют «Востокмаш- завод» (г. Усть-Ка- меногорск) Иркутский завод тяже- лого маши- ностроения им. В. В. Куйбышева также в кисло-
§ S. Сгущение пульпы в других
имаратах
Гцросепаратор представляет со-
fct невысокий сгуститель с центральным
Жиез^цом. Он является классифицирующим
«□агатом с низкой эффективностью класси-
(для классификации в стесненных
«зелиях в конус снизу по тангенциальным
«жгтрбкам подается вода). В качестве сгусти-
Ший используется для пульп, содержащих
•агтсоседающую твердую фазу.
а некоторых случаях в гидросепараторах
«издают две операции — сгущение и уда-
шламистых частиц пустой породы.
В гидросепараторах диаметром 5 м, ранее
«гэЕозленных перед фильтрами на фабрике
ЕЬэг-К риворожского горно-обогатительного
«Сената, содержание твердого в магпети-
Ж«сй пульпе повышалось с 50—55 до 65 %-
Ори зтом в сгущенном продукте содержание
жиедз увеличивалось иа 0,3— 0,4 %.
Показатели обезвоживания магнетитового
'•пипкнтрата в гидросепараторах диаметром
S и <СГ-9) па одной из фабрик приведены
»тобл 11.7.
^-гструкция магнитного дешлама-
f j j = разработана на основе обычного
аицрогепаратора. Отличительная черта де-
ИЕвматога — наличие намагничивающего
^стза, состоящего из четырех катушек,
:|^ПЕдсженных в питающей воронке. Напря-
жишостъ магнитного поля: на полюсах —
••4Ю&—96 000 А/м, в рабочем зазоре —
Ж «Ю—40 000 А/м.
йсхытан.ия магнитных дешламаторов с авто-
матическим регулированием разгрузки при
сгущении магнетитового концентрата круп-
ностью 85 % класса —0,074 мм показали,
что при нагрузке 60—65 т/ч (100—НО м3/ч)
содержание твердого возрастает с 40 до
65%; выход твердого в слив составляет
1,5—2%, содержание железа в сгущенном
продукте повышается с 61,7 до 62,5 %
табл. 11.9.
Гидроциклоны иногда используют-
ся для сгущения пульп (табл. 11.8). В гидро-
циклонах, как и в классификаторах, чистый
слив не выделяется. При установке гидро-
циклопов перед сгустителями слив гидро-
циклонов является питанием сгустителей,
сгущенные продукты аппаратов часто объеди-
няются. В результате выделения наиболее
крупных классов твердой фазы питания улуч-
шаются условия сгущения в сгустителе,
а также достигается экономия коагулянта
или флокулянта, если они применяются.
В пластинчатых сгустите-
лях (рис. II.9) основными деталями являют-
ся близко расположенные наклонные пло-
скости, которые позволяют разделить поток
на струи с ламинарным движением и умень-
шить путь оседания твердых частиц.
Пластинчатый сгуститель представляет со-
бой камеру, в которой установлен пакет
параллельных пластин, расположенных на
расстоянии 35—50 мм друг от друга под
углом 25—60е к горизонту. Площадь сгу-
щения в этих аппаратах численно равна сумме
горизонтальных площадей всех пластин.
По принципу действия пластинчатые сгу-
стители делятся на прямоточные, противоточ-
ные и с поперечным потоком.
89
g Таблица 11.6
Технологические показатели работы сгустителей
Фабрика i Размеры сгустителя D X Н, м Тип привода Содержание класса — 0,074 мм в питании, % ('одержан не твердого Удельная ХфОИЗВОДИ- тел ьность, т/(м2- сут) Примечание
в пита- нии > % в сгу- щенном продук- те, % в сливе, г/л
Алмалыкская 30X3,6 Периферический Свинце 83—95 % вые концеь 35-45 •траты 70—75 0,6
Золотушинская D=-8 (6) Центральный —0,044 мм 92—98 20—25 65—75 0,15 0,3—0,6 Подается ПАЛ 25 г/т. Слив
Зыряновская 15X3 Периферический 98 15—20 60—65 0,15—0,28 0,7 направляется в наружные от- стойники
Кентауская 24X3,6 87—88 % 22 64—64 0,2 0,65—0,7 Слив направляется в наруж-
Мизурская t 9X3 Центральный —0,044 мм 65,3 15—16 60 0,11 0,42 ные отстойники Периодически подается ПАА.
Такобская 6X2,4 55—60 14 50—55 о,1 1—2 Слив направляется в наружные отстойники
Алмалыкская 18X3,6 Периферический Цинке 84—88 % >вые конце? 40 <траты 60 1 Слив направляется на кон-
Гайская 24X3,6 Периферический —0,044 мм 83—87 10 50 0,4 трольное сгущение; слив кон- трольного сгущения — в на- ружные отстойники Подается ПАА 20 г/т
Золотушинская 0=12 Центральный 85—90 18—25 65—75 0,15 0,7-0,9 Подается ПАА 15 г/т. Слив на-
Зыряновская 15X3 Периферический 75 26—30 60—70 0,15—0,28 1 правляется в наружные от- стойники Применяется контрольное сгу-
Кентауская 24Х 3,6 » 94—95 % 22 55—60 0,2 0,4—0,45 щенке Подается ПАА 30 г/т
Кировоградская 9X3 Центральный —0,044 мм 98,4 12—13 57 0,85
Красноуральская 12X3 » 90-95 25 70-75 — 0,22
Мизурская 9X3 » 80 17—18 64 0,07 0,7 Периодически подается ПАА.
Слип направляется в наруж- ны* отстойники
Медные концентраты
Алмалыкская 30X3,6 Периферический 65--80 30—34 65—70 До 5 1,47 Слив направляется на кон'
трольное сгущение
Бурибаевская 12X3 Центральный 90 32 65 0,067 0,52
Ганская 50X4,5 Периферический 90—94 30 67 — 0,6
Золотушинская 12X3 Центральный 92-95 12-16 55—65 0,15 0,8—1,2 Подается ПАА 10 г/т. Слив на- правляется в наружные от- стойники
Зыряновская 15X3 Периферический 86 7—10 55—65 0,05—0,28 0,3—0,7 Подается ПАА 20 г/т
Кировоградская 25X3 95—98 15-16 До 75 — 0,67
Красноу р альская 30X3,6 » 90—95 21—25 70—75 — 0,4
Норильская 30X3,6 » 88—92 % —0,044 мм 25 65—70 1-10 Более 1 Слив направляется в наруж- ные отстойники
Сибайская 18X3,6 » 85% —0,044 мм 15-25 30—60 — 0,7 Подается ПАА 25 г/т
Сорская 18X3,6 80 20 45 0,15—0,2 0,1
Тырныаузская 6X3 Центральный 80 20 50 —‘ 0,24
Урупская 30X3,6 Периферический 92—96 28—32 60—65 0,16 0,36
Учалинская 30X3,6 » 98,5 % —0,044 мм Мед но-н иг 18—24 селевые koi- 47—56 щентрать 0,58
№ 1 комбината «Пече нган и кел ь» 30X3,6 Периферический 73—78 % —0,044 мм 20—35 60—70 — 1,1 Подается ПАА 15 г/т
№ 2 комбината «Печ ен г а н и кел ь» 24X3,6 » 75 23—25 65—70 — 1,25 Слив направляется на повтор- ное сгущение
Никелевый концентрат
Норильская 30X3,6 50X4,5 Периферический I 75—80 % 1 8—12 1 60—65 | —0,044 мм 1 | | До 1 | 1,1 1 Слив направляется в наруж- | ные отстойники
Пиритные концентраты
Гайская 50X4,5 Периферический 1 82—89 1 20 1 60 До 50 1
Красноуральская 30X3,6 80—85 25 65 50—90 2,3—4,9
1О
£3 Продолжение табл. II.6
Фабрика Размеры сгустителя D X Н, м Тип привода Содержание класса — 0,074 мм в инталии, % Содержание твердого Удельная производи- тельность , т/(м2« сут) Примечание
в пита- нии, % а сгу- щенном продук- те. % в сливе, г/л
Сибайская Учалинская 30X3,6 50X4,5 Периферический 65-70 % —0,044 мм 77 30—38 23—26 70—76 70-75 До 150 20-150 1,97 2,23
Апатитовые концентраты
Кировская (АНОФ-1) Кировская АНОФ-2) 30X3,6 30X3,6 Периферический % 76,5 42—45 31 30—35 48—49 52—58 2,7 До 5 4,75 3.65 Подается FeSO4 500 г/т То же
Баритовые концентраты
(Кентауская 24X3,6 Периферический 92-97 % —0,044 мм 20 60—65 0,5 1,3—1,4 Подается ГеЗО4 500 г/т, Слив направляется в наружные от- стойники
Сурьмяный концентрат
Кадамжайская 6X3,6 Центральный 85 15 50 0,002 0,5—0,6 Подается ПЛА 10 г/т
Флюоритовый концентрат
Таковская 9X3 Центральный 55—60 15 60—70 1 1-2
Железные {магнетитовые) концентраты
Высокогорская Гороблагодатская Лебяжинская 15X3 24X3.6 18X3,6 Периферический » » 80 60 73 % 0,(ЮЗ ММ 30 35—40 14 60 65 56 0,1—0,2 0.01 3 8 6,5
Тишина-магнетитовые концентраты
Качканарского ГОКа То же 24X3,6 30X3,6 Периферический » 68—84 75-89 % —0,044 мм 9—16 18—25 45—60 45—60 0,18—0,7 0,09—0,4 6—10 5—8,6
П ромпродукты и хвосты
Азербайджанского ГОКа 50X4,5 Периферический 50 10—13 45 0,1 1,8 Отвальные хвосты
Алмалыкская 30X3,6 » 90-98 % —0,044 мм 10-18 40—60 — 0,5—0,6 Шламы после отмывки реаген- тов от св и нцово-цинкового кол- лективного концентрата
Золотушинская 30X3,6 » До 95 18—22 50—60 0,6 0,25 Коллективный медно-молибде- новый концентрат; слив — на контрольное сгущение
12X3 Центральный 100 10—15 30—40 0,5 0,4 Шламы (слив гидроциклонов) от промывки руды. Подается ПАА 20—25 г/т
Лебединского ГОКа 50X4,5 50X5 Периферический Центральный 77,7 % —0,080 мм 3,4—4,2 22—23 0,35-0,6 2,2 Отвальные хвосты. Подается ПАА 1 г/м3
Лебяжинская 24X3, Периферический 75% —0,05 мм 7—8 36 3,9 2,4 Отвальные хвосты
30X3,6 » 75% — 0,044 мм 20 35 До 0,2 2,8 Рудная пульпа
Норильская 30X3,6 » 80—85 % — 0,044 мм 12-15 35 — 0,8 Промпродукт перед пирроти- новой флотацией
Сибайская 18X3,6 86% —0,044 мм 68—76 72—78 2,8 Некондиционный цинковый концентрат; дополнительная обработка сернистым натрием
Сорская 12X3 Центральный 80 10 30—35 0,5 1-1,5 Хвосты селекции (молибдено- вой флотации). Подается ПАА 0,0005 г/т
Тырпыаузская 30X3,6 Периферический 60 21 60 До 7 0,47 Хвосты шеелитовой доводки
Шерловогорская W 30X3,6 » 65—70 27 60 — 0,6 Черновой шеелитовый кон- центрат
9X3 Центральный 87 % —0,2 мм 4—5 15 0,5 1±, 4 Хвосты доводки
a
б
Рис. II.9. Пластинчатый сгуститель:
а — схема сил, действующих на частицу; —
сила тяжести; F2 — увлекающая сила; Ft — ре-
зультирующая сила; б — поперечный разрез,
схема регулирования плотности сгущенного про-
дукта и зависимость содержания твердого С от
высоты Н: 1 — измеритель плотности; 2 — за-
датчик; 3 — регулятор; е — схема работы и об-
щий вид; 1 — подача питания; 2 — камеры освет-
ленной жидкости; 3 — слив; 4 — пластины сгу-
стителя; 5 — сгущенный продукт; 6 — вибратор
В противоточных пластинчатых сгустите-
лях, наиболее приемлемых для горнорудной
промышленности (см. рис. II.9), вводимое
между пластинами питание и сгущенный
продукт движутся в противоположных на-
правлениях.
Наиболее важные условия работы сгу-
стителя — равномерная подача питания во
все каналы, образованные пластинами, и
исключение взмучивания частиц, т. е. пере-
мешивания исходного продукта со сгущенной
пульпой.
Площадь выше ввода питания является
зоной осветления. Ее можно увеличить, уста-
новив дополнительные короткие пластины
между основными плоскостями. Содержащие-
ся в пульпе твердые частицы во время про-
хождения потока между пластинами выпа-
дают на наклонные плоскости (рис. П-9, а),
в виде сгущенного продукта перемещаются
по пластинам и заполняют трапециевидную
часть сгустителя.
Таблица II.7
Показатели обезвоживания магнетитового
концентрата в гидросепараторе диаметром
9 м (СГ-9)
Продукт Содержание, % Производитель- ность по твер- дому, т/ч
твердого класса — 0,074 мм 4J №
Питание 17 86 59,5 53
Сгущенный 52 85 63 47
Слив 2,6 91,3 31,3 6
94
IflMmui II.H
Технологические показа гели обезвоживания продуктов обогащения в гидроциклонах
Диаметр гидро- цикло- н а, мм Продукт Питание Пески Слив
Произво- дитель- ность по твердо- му, т/ч Содержание, % Произво- дитель- ность по твердому, т/ч Содержание, % Содержание, %
твер- дого класса — 0,074 мм влаги класса — 0, 074 мм твер* дого класса — 0,074 мм
350 Оленегорский немагнитный продукт основной магнит- ной сепарации 10,8 22,4 25,6 8,9 32,5 15,8 9,1 72
350 Кировоградский пирротииовый концентрат (I стадия обезвоживания) 40,5 22,8 73,7 24 38,9 64,2 12 98,8
350 Кировоградский пирротииовый концентрат (II стадия обезвоживания) 16,5 12 98,8 0,9 52,2 97,7 10,4 99,6
500 Гороблагодатский железный концентрат 180 52 56 30 19 20.1 44,5 59,4
500 Оленегорский промпродукт (перечистная магнитная сепарация) 3,5 2,6 35,3 2,5 14,4 16,6 0,9 74,6
500 Лебяжинский железный концентрат (30 % из бого- словской руды) 95,3 36,5 68,5 % —0,063 мм 17,7 17,9 21,3 % —0,063 мм 32,4 79,3 % —0,063 мм
500 Лебяжинские хвосты (30 % из богословской руды) 81,6 12,4 44,2 % —0,063 мм 35,1 29 4% - 0,063 мм 7,7 74,5 % —0,063 мм
1
Таблица II.9
Показатели обезвоживания магнетитового концентрата в магнитных дешламаторах МД-5
Комбинат, фабрика Содержание твердого, % Содержа- ние Fe в сливе, % Расход добавляе- мой во- ды, м3/ч Удельная произво- дительность
В ПНТД’ НИИ в сгущен- ном про- дукте в сливе по твер- дому т/(м*-ч) по объе- му. мэ/(ма- ч >
нкгок 25 60 0,2 14,1 2,9 9,4
ИнГОК, РОФ-1 51 60-63 0,2 20—23 62 2,5 4,0
ЦГОК (вторая очередь) 40 55 0,6 — 9,6 4,4 6,2
Разгрузка сгущенного продукта может
быть автоматизирована (рис. II.9, б); регу-
лирование его плотности может осуществ-
ляться при помощи гамма-лучей, ультра-
звука или измерением электропроводимости
пульпы. При необходимости на пакет пла-
стин «накладываются» вибрации с малой
амплитудой колебания. Вибратор может быть
установлен и в трапециевидной части аппа-
рата (рис. II.9, в). Вибрации препятствуют
забиванию разгрузочного патрубка.
Противоточные пластинчатые сгустители
изготовляют с площадью сгущения 50, 100
и 200 ма (намечены к изготовлению с пло-
щадью сгущения до 1000 ма), угол наклона
пластин 45 и 55°. Материалом для камер
служит армированная стекловолокном пласт-
масса, обычная или нержавеющая сталь, для
крупных сгустителей — бетон. Пластины из-
готовляются из стеклопластика или нержа-
веющей стали.
При обезвоживании свинцового (галенито-
вого) концентрата крупностью 92 % класса
—0,044 мм в сгустителе с площадью сгуще-
ния 100 ма содержание твердого составило:
в исходном продукте— 100 г/л, в сгущен-
ном — 50—75 %, в сливе — 120 мг/л-
Магнитные сепараторы могут
быть использованы для сгущения при обо-
гащении магнетитовых руд. Сепараторы обыч-
но работают с большой нагрузкой, и вода
на барабан в месте разгрузки концентрата
не подается. Содержание твердого в сгущен-
ном продукте достигает 70 %.
Глава 4
Фильтрование
§ 1. Основные принципы
Фильтрование представляет собой процесс
разделения твердой и жидкой фаз пульпы
с помощью пористой перегородки под дей-
ствием разности давлений, создаваемой раз-
режением воздуха или избыточным давле-
нием.
Жидкая фаза проходит через поры пере-
городки и собирается в виде фильтрата,
96
а твердая задерживается на поверхности
в виде осадка — кека, который затем уда-
ляется. В кеке содержится некоторое коли-
чество влаги (пленочная и часть капиллярной),
а в фильтрате — в незначительном количе-
стве твердые частицы, прошедшие через
поры перегородки.
Различают фильтрование под вакуумом и
под давлением (пресс-фильтрование). При
фильтровании под вакуумом разность давле-
ний ниже 0,1 МПа. '
В качестве пористой перегородки исполь-
зуют различные фильтрующие материалы,
в основном — ткань. Роль ткани особенно
важна в начальный момент фильтрования.
Образующийся в ней кек в дальнейшем также
служит фильтрующей средой,
Целью фильтрования может быть выделение
твердого материала или жидкости, в которой
содержатся ценные компоненты. При филь-
тровании происходит последовательно набор
кека (собственно фильтрование) и его под-
сушка просасыванием или продуванием воз-
духа, в результате чего вытесняется часть
капиллярной влаги. Если ценной является
жидкая фаза, для более полного выделения
ее кек промывают (главным образом при
гидрометаллургической переработке сырья).
В этом случае кек можно подсушивать до
и после промывки.
Просачивание жидкости через слой мате-
риала и кек чаще всего рассматривается как
движение по капиллярам. Объем V жидко-
сти, перемещающейся по капилляру за еди- ;
ницу времени, определяется уравнением Пуа-
зейля
V=nt*pltydt (II.7)
где р — разность давлений на концах ка-
пилляра; г и I — радиус и длина капилляра;
ц — динамический коэффициент вязкости
жидкости.
В связи с тем, что истинные размеры ка-
пилляров определить невозможно (промежутки
между зернами кека имеют сложную форму),
в уравнение обычно вводят величину сопро-
тивления потоку, которое складывается из <
сопротивления кека и сопротивления пере-
городки, т. е. ткани.
При нарастающей толщине слоя и, следо-
вательно, при увеличении общего сопротив-
ления потоку, скорость фильтрования по-
стоянна лишь для бесконечно малого про-
межутка времени. Дифференциальное урав-
нение скорости фильтрования через филь-
трующую перегородку и кек обычно пред-
ставляют в следующем виде:
dV'/ctf = р/р. (герсИ' + 01)=
в Р/0гСрС(У' + Уо), (П.8)
где V — объем фильтрата, выделяемого
с единицы поверхности фильтрования, м3/ма;
t — время фильтрования, с: р — разность
давлений, Па; ц — динамическая вязкость
жидкой фазы, Н*с/ма; Гер — среднее (для
всей толщины слоя) массовое удельное со-
противление набранного кека, м/кг; с —
масса твердой фазы, отлагающейся на пере-
городке (фильтрующем основании) при вы-
делении единицы объема фильтрата, кг/м3;
pt — сопротивление перегородки (фильтру-
ющего основания), отнесенное к единице
вязкости, м-1; 1% = Р1/Герс — объем филь-
трата, выделяемого с единицы поверхности,
на которой отлагается слой кека сопротив-
лением, равным сопротивлению перегород-
ки, м3/м2.
Константы фильтрования гср и pi опреде-
ляют опытным путем, замеряя объемы вы-
деляемого фильтрата во времени. Однако
уравнение (II.8) имеет скорее теоретическое
значение, так как pi изменяется со временем,
а гСр нестабильно.
Для практических целей производитель-
ность фильтрующих аппаратов рассчитывают
по данным опытов или по данным полупро-
мышленных испытаний.
§ 2. Основные факторы, влияющие
на показатели работы
вакуум-фильтров
Основными факторами, влияющими на ра-
боту фильтров, являются: крупность мате-
риала, содержание твердого в питании, ва-
куум, сорт ткани, частота вращения (ско-
рость движения) исполнительного органа
фильтра (барабана, дисков, ленты), добавки
реагентов в пульпу и температура пульпы.
Крупность материала твердой
фазы определяет выбор типа фильтра. Гра-
нулометрический состав влияет на пористость
Проницаемость) кека. При наличии в пульпе
сиамов пористость уменьшается, что сни-
жает производительность фильтра, а также
риводит к повышению влажности кека
следствие увеличения действия капилляр-
ных сил. Кроме того, тонкие частицы заби-
вают поры ткани и могут проникать в филь-
трат. загрязняя его.
При повышении содержания твер-
дого в фильтруемой пульпе увеличивается
дроизводителыюсть фильтра по твердому.
Вакуум зависит от пористости осадка,
сронзводительности вакуум-насоса, состоя-
ния фильтроткани (наличие повреждений),
а также от высоты расположения фильтро-
вального отделения обогатительной фабрики
сад уровнем моря. При обезвоживании
жатериала, например на ленточных фильтрах,
вакуум редко превышает 0,04 МПа, на ди-
сковых и барабанных фильтрах вакуум обыч-
но находится в пределах 0,06—0,08 МПа.
Ткань. При фильтрации рудных пульп
в качестве пористой перегородки преимуще-
ственно используется ткань. Фильтроваль-
ная ткань должна хорошо задерживать твер-
дые частицы пульпы, иметь небольшое ги-
дравлическое сопротивление потоку филь-
трата, не набухать при соприкосновении
с жидкой фазой пульпы, иметь достаточно
высокую механическую прочность, обеспе-
чивать полный съем кека, быть химически
и термически стойкой (в определенных усло-
виях) и легко восстанавливаться.
Ранее наиболее широко использовались
фильтровальные ткани из хлопчатобумажных
и льняных волокон: фильтродиагональ, бель-
тинг, чефер, миткаль, саржа, бязь. Механи-
чески эти ткани недостаточно прочны, срок
службы их, как правило, не превышает
6—8 сут. В настоящее время широкое приме-
нение находят ткани из синтетических во-
локон, большое разнообразие физико-меха-
нических свойств которых позволяет полу-
чать ткани, сочетающие большую механиче-
скую прочность и высокую химическую
стойкость с хорошими фильтровальными свой-
ствами. Срок службы синтетических тканей
в 4—5 раз больше срока службы хлопчато-
бумажной фильтродиагонали.
Изготовляют фильтровальные ткани из
капроновых (полиамидных) и лавсановых
(полиэфирных) волокон. Очень широко при-
меняют капроновую ткань артикула 56035,
реже — ткань из хлориновых (поливинил-
хлоридных) и других волокон. Лавсановые
и хлориновые ткани используются при
фильтровании щелочных и кислых пульп,
капроновые — для щелочных, нейтральных
и слабокислых пульп. В качестве проницае-
мой основы (подкладки под ткань) применяют
капроновую сетку артикула 21934а.
При фильтровании твердые частицы пуль-
пы механически закупоривают ткани. Кроме
того, происходит химическая цементация
волокон: на них откладываются осадки, вы-
деляющиеся из жидкой фазы пульпы. При
обезвоживании щелочных пульп это в основ-
ном карбонатные осадки (СаСО3), кислых —
сульфатные (CaSO4-2H3O) и фосфатные
(Са3(РО4)а]. ' И в кислых и в щелочных
пульпах могут образовываться также сили-
катные отложения.
Вследствие закупорки пор и химической
цементации волокон снижается производи-
тельность фильтра (рис. II.10). Фильтроваль-
ные ткани подвергают механической (стирка,
соскабливание) и химической (растворение
кристаллических осадков в минеральных
кислотах и щелочах) регенерации. Для
удаления карбонатных отложений чаще всего
используют соляную кислоту. Сульфатные
отложения удаляют обработкой ткани вна-
чале 5—8 %-ным раствором NaOH, а затем
3—4%-пым раствором НС1. Силикатные
отложения удаляются с большим трудом;
ткани промывают в 3—4 %-ном растворе
HCI с добавкой 25%-ного раствора фтори-
4 Заказ 34
97
дительности фильтра от времени работы фильтро-
ткани
стого натрия или фтористого аммония либо
в I %-ном растворе NaOH и 4 %-ном рас-
творе НС1 с последующей промывкой в I %-
ном растворе NaOH.
На фабрике Ново-Криворожского горно-
обогатительного комбината обработка исполь-
зованной капроновой ткани включает стирку,
химическую регенерацию и повторную стир-
ку. Стирку производят в моечных машинах
СМ-50- При этом удаляют основную часть
концентрата, механически связанную
с тканью. Затем чехлы обрабатывают раство-
ром кислот (смесь 15 %-ных серной и соля-
ной кислот в соотношении I : I) в травиль-
ных ваннах, выложенных свинцом. Время
химической обработки колеблется от 15 мин
(в свежем растворе) до 1 ч. После этого ткань
тщательно прополаскивают в проточной воде
и окончательно промывают в моечной ма-
шине.
Частота вращения фи л ь -
т р а (барабана, дисков) влияет па произ-
водительность аппарата и влажность кека.
При снижении частоты набирают кек не-
сколько большей толщины, но в результате
меньшего числа циклов производительность
аппарата в целом снижается. Из более тол-
стого кека за большее время подсушки влага
удаляется обычно полнее, т. е. кек полу-
чается более сухой.
При увеличении частоты вращения филь-
тра толщина кека уменьшается. Считается,
что на барабанных фильтрах с внешней
фильтрующей поверхностью толщина кека
в соответствии с условиями его разгрузки
должна быть не менее 5 мм, а на дисковых —
8 мм. Однако разгрузка кека толщиной
5 мм на фильтрах БОУ 40-3 и БОУ 100-4,2
затруднительна.
Изменяя частоту вращения фильтра, если
позволяет влажность, можно регулировать
его производительность.
Добавка реагентов. При добав-
ках синтетических флокулянтов, например
полиакриламида, производительность филь-
тров обычно возрастает вследствие образова-
ния флокул. Возможность забивания пор
ткани уменьшается. Однако влажность кека
из-за внутрифлокулярной воды может повы-
шаться (при добавке ПАА — приблизительно
на 1,5—2 %).
Температура пульпы. С повы-
шением температуры пульпы понижается
вязкость жидкой фазы, что приводит к уве-
личению производительности. Однако подо-
грев является дорогой операцией и обычно
применяется при фильтрации только ценного
материала.
§ 3. Конструкция, технические
характеристики и эксплуатация
фильтров
Фильтрование осуществляется на фильтрах.
По способу действия эти аппараты подразде-
ляются на фильтры непрерывного и периоди-
ческого действия. В зависимости от вида
давления, создающего движущий напор, их
делят на вакуум-фильтры и пресс-фильтры.
По способу образования кека на фильтру-
ющей поверхности различают фильтры, ра-
ботающие с присасыванием и под наливом.
В обогатительной практике применяют
в основном вакуум-фильтры непрерывного
действия: барабанные разных типов, диско-
вые, ленточные и др.
Барабанный вакуум-фильтр
с наружной фильтрующей поверхностью
(рис. II. 11, табл. II. 10) имеет барабан,
с внешней стороны по всей длине разделен-
ный на неглубокие ячейки, снаружи покры-
тые перфорированными решетками, Между
ячейками имеются пазы. Внутренние полости
ячеек соединены трубами с концевыми ячей-
ковыми цапфами.
По всей поверхности барабан обтянут
тканью, сшитой в общее полотнище. Между
ячейками ткань резиновыми жгутами утоп-
лена в пазы (этим устраняется сообщение
ячеек под тканью), кроме того, барабан
обматывается (с шагом 30—40 мм) мягкой
проволокой, прижимающей ткань к решет-
кам и удерживающей жгуты в пазах.
Нижняя часть барабана погружена в ван-
ну, на торцовых стенках которой крепят
опорные подшипники цапф. В одной из тор-
цовых стенок имеется переливное окно, через
которое удаляется избыток загружаемой
в ванну пульпы. Снизу па цилиндрической
части корыта или в торцовых стенках имеются
люки для выпуска пульпы при остановке
аппарата. Вдоль длинных сторон корыта
с одной стороны находится нож для съема
кека, с другой — устройство для намотки
проволоки.
Твердую фазу пульпы поддерживают во
взвешенном состоянии с помощью мешалки,
размещенной в ванне и приводимой в движе-
ние от электродвигателя через редуктор,
эксцентрики и тяги.
К торцам ячейковых цапф барабана при-
мыкают распределительные головки (филь-
тры небольших размеров имеют по одной
цапфе и одной головке). В головке имеются
98
три или четыре полости. Если фильтр пред-
назначен для фильтрования с промывкой
кека, имеются две полости, находящиеся
под разрежением: одна — для отвода маточ-
ного раствора, другая — для отвода промыв-
ных вод. В две, меньшие по размеру полости
подается сжатый воздух. Если кек не про-
мывается, перегородка между двумя первыми
полостями может отсутствовать.
При вращении барабана торец цапфы
трется о распределительную головку. Для
предотвращения износа цапфа и головка
снабжены сменными шайбами. Подвижная
шайба имеет окна, число которых соответ-
ствует числу ячеек барабана (рис. 11,12).
Неподвижная шайба головки имеет окна
соответственно полостям последней. К цапфе
головку прижимают пружиной (от провора-
чивания головку удерживает тяга). На
головке устанавливают вакуумметр и мано-
метр для замеров разрежения и давления.
За один оборот барабана совершается
полный цикл фильтрации. Каждая ячейка
барабана после погружения в пульпу через
окно цапфы совмещается с находящейся под
вакуумом полостью головки, происходят
отсасывание жидкости и набор кека на ткани.
После выхода ячейки из пульпы действие
вакуума продолжается — кек подсуши-
вается. Фильтрат, выделяющийся во время
набора и подсушки кека, удаляется через
вакуумное окно головки. При совмещении
окна рассматриваемой ячейки с полостью
головки, находящейся под давлением, про-
исходят отдувка кека и регенерация ткани.
Барабан фильтра приводится в движение
от электродвигателя через редуктор, часто
с бесступенчатым вариатором скоростей.
Барабанные фильтры изготовляют в обыч-
ном (типа БОУ) исполнении — из углеро-
дистой стали, а также в кислотостойком,
с применением сталей Х18П10Т и Н18Н9ТА
и кислотостойкой резины.
Конфигурация фильтрующей поверхности
барабанных фильтров позволяет не только
промывать кек, но и монтировать приспособ-
ления для дополнительного удаления влаги
из кека — устройства для заглаживания
трещин, хлопуши, рыхлители в виде цилин-
дрических ершей, отжимные ролики и вибра-
торы. Эти фильтры могут быть изготовлены
с глубоким погружением барабана в пульпу
(что обеспечивает длительный набор кека)
и, наоборот, с малым погружением и с боль-
шой зоной подсушки.
Барабанные фильтры по сравнению, па-
пример, с дисковыми более пригодны для
обезвоживания труднофильтрусмых продук-
тов, когда образуется относительно топкий
слой кека. Для рудных пульп верхним пре-
делом крупности, ограничивающим примене-
ние барабанных фильтров, можно считать
6э—70 % класса —0,074 мм. Для поддержа-
ния твердого во взвешенном состоянии при
фильтровании относительно крупного ма-
териала иногда подают пульпу через днище
ванны насосом.
Разработаны конструкции барабанных ма-
гнитных фильтров, фильтров со шнуровой
4'
99
Таблица II. 10
Техническая характеристика барабанных вакуум-фильтров с наружной фильтрующей
поверхностью
Параметры БОУ5-1.75 БОУЮ-2,6 * БО№0-2,6 * БОУ40-3-4
Площадь фильтрования, м2 Размеры барабана, мм: 5 10 20 40
диаметр 1762 2612 2612 3000
длина 960 1350 2702 4400
Частота вращения барабана, с-1 0,002—0,032 0,002—0,032 0,002—0,032 0,007—0,188
Число двойных качаний мешал- ки в минуту 22 — — 20
Средняя скорость перемещения лопастей мешалки, м/с Мощность электродвигателя, кВт; 0,33 0,33
привода барабана 1,1 2,2 3 4,1
привода мешалки 1,1 2,2 3 4
Масса, т До 5,27 До 7,88 До 12,95 До 17,88
Завод-изготовитель Уральский завод химического ма- шиностроения Пензенский завод химического маши- ностроения
* Фильтр предназначен также для фильтрования кислых пульп.
(струнной) разгрузкой кека, со сходящим
полотном, с намывным слоем и др.
Магнитные фильтры (с расположенными
внутри их магнитными системами) предназна-
чены для обезвоживания магнетитовых кон-
центратов. Барабанные фильтры со шнуро-
вой разгрузкой кека послужили прототипом
для фильтров со сходящим полотном, которые
применяют для обезвоживания труднофиль-
труемых пульп при наборе кека незначи-
тельной толщины. Кек разгружается в мо-
Рис. 11.12. Подвижная шайба (а) и распредели-
тельная головка 0) вакуум-фильтра:
/ — неподвижная шайба; 2 — полость вакуума
(набор кека); 3 — мост разделения зон; 4 —ребро
жесткости; 5 — полость вакуума (подсушка кека);
6 и 7 — окна подачи сжатого воздуха соответ-
ственно для отдувки кека и регенерации ткани;
8 и 9 — штуцеры для отвода фильтрата соответ-
ственно из зон набора и подсушки кека
мент резкого изгиба сходящего с барабана
полотна (или шнуров) на ролике малого
диаметра. У фильтров со сходящим полотном
ткань имеет двустороннюю промывку.
Фильтры с намывным слоем предназначены
для выделения фильтрата высокой степени
чистоты. На барабан поверх ткани намывают
слой кизельгура, целлюлозы или других
фильтрующих материалов. Затем через этот
слой фильтруется исходный продукт, как
правило, содержащий небольшое количество
твердого. Намывной слой с застрявшими
частицами твердого снимается ножом. Для
хорошо фильтрующихся пульп известны кон-
струкции барабанных фильтров с верхним
питанием. На таких фильтрах иногда сов-
мещают операции механического обезвожи-
вания и сушки.
Дисковый вакуум - фильтр
(рис. 11.13) отличается развитой поверх-
ностью фильтрования. Ею являются боковые
стороны дисков, набранных из секторов
(обычно по 12 в диске), вставленных в пусто-
телый ячейковый вал и закрепленных длин-
ными шпильками (спицами) и накладками.
Каждый сектор обтягивают тканевым чехлом.
Чехол на штуцере сектора обматывают
мягкой проволокой или шпагатом (широкую
сторону обычно зашивают).
Вал укреплен на цапфах. С торца к валу
с одной или двух сторон, как и у барабанного
фильтра, прижаты распределительные го-
ловки. Двумя головками оборудованы филь-
тры с шестью и более дисками.
Нижняя часть дисков опущена в ванну, на
одной из сторон которой имеется переливной
100
Рис. ПЛЗ. Дисковый вакуум-фильтр:
/ — диск; 2 — ячейковый (пустотелый) вал; 3 — нож (скребок); 4 — электродвигатель привода мешалки; 5 — вакуумметр; 6 — шпилька
(спица); 7 —'сектор; 3 — накладка; S — тканевый чехол (рубашка);70 — распределительная головка; 14 — гибкий шланг для подсоедине-
ния к вакуум-проводу; 12 — дренажный люк; 13 — тяга для удержания головки от проворачивания; 14 — привод ячейкового вала
С дисками; 15 — желоб для сбора перелива; 15 — трубопровод сжатого воздуха; 17 — ванна (корыто); 13 — мешалка
Таблица II.И
Техническая характеристика дисковых вакуум-фильтров бердичевского завода «Прогресс»
Параметры « см г* ДУ27-1.8-2 Са ю са ш ДУ68-2,5-2 *о 04 СО □ ЕД «о C-i S
Площадь фильтрования, м3 9 27 51 68 68 100
Диаметр дисков, м 1,8 1,8 2,5 2,5 2,5 2,5
Число дисков 2 6 6 8 8 12
Частота вращения дисков, 0,003— 0,003— 0,003— 0,003— 0,003— 0,003—
С’1*2 0,015 0,015 0,015 0,015 0,013 0,015
Средняя скорость перемещения лопастей мешалки, м/с Мощность электродвигателя, кВт: 0,4 0,4 0,4 0,4 96 мин1 0,4
привода дисков 3 3 3 3 4 3
привода мешалки 2,2 2,2 4 4 5,5 4X2
Масса, т 3,97 5,86 10,14 12 12,52 16,93
Фильтры с площадью фильтрования 9, 27, 51, 68 изготовляют также в кислотостойком испол-
нении.
*2 По согласованию с заводом изготовителем частота вращения дисков может быть 0.6—0.42 мин-1.
*J Мешал извращающаяся лопастная.
порог, обеспечивающий постоянство уровня
пульпы. Со стороны входа секторов в пульпу
при вращении вала с дисками ванна имеет
форму карманов. На них с обеих сторон
каждого диска установлены ножи, которыми
снимается оставшаяся после отдувки часть
кека.
В остальном конструкция фильтра и прин-
цип его работы те же, что и у барабанных
фильтров.
Фильтры изготовляют в обычном (типа ДУ)
и кислотостойком (типа ДК) исполнении.
Техническая характеристика фильтров и
результаты обезвоживания концентратов на
барабанных и дисковых фильтрах приведены
в табл. II.II и 11.12.
Верхний предел крупности обезвоживае-
мого на дисковых фильтрах материала — тот
же, что и для барабанных фильтров с внеш-
ней фильтрующей поверхностью (обычно
65—70 % класса —0,074 мм).
Преимуществом дисковых фильтров яв-
ляется возможность быстрой замены любого
сектора при выходе из строя тканевого
чехла.
Барабанный вакуум-фильтр
с внутренней фильтрующей
поверхностью (рис. 11.14, табл. 11.13
и 11.14) представляет собой барабан с глу-
хой крышкой на одном торце и с кольцевым
бортом—на другом. Внутренняя поверх-
ность по длине разделена металлическими
полосами на ячейки (обычно на 16), каждая
из которых соединена трубой, расположен-
ной снаружи крышки (или каналом в крышке)
с цапфой, к которой примыкает распредели-
тельная головка. Отдельные ячейки закрыты
перфорированными листами или в них уло-
жены деревянные пластины с рифлениями на
поверхности (матрацы). На ячейки наклады-
вают ткань (как правило, полотнищами на
четыре ячейки внахлестку), которая крепится
накладками, прижимаемыми клиньями.
Барабан снабжен двумя бандажами, опи-
рающимися на ролики. Одной паре роликов
(ведущей) передается вращение через редук-
тор от электродвигателя. Барабан напол-
няется пульпой до уровня кольцевого борта,
через который переливается избыток пульпы.
Таким образом, внутри фильтра создается
бассейн из пульпы, дном которого является
внутренняя поверхность барабана, покрытая
тканью.
Нижние ячейки барабана, боковые и часть
верхних (по ходу вращения) находятся под
вакуумом. На нижних ячейках избирается
кек, который затем подсушивается. При отдув-
ке кек под действием силы тяжести падает
в воронку и разгружается конвейером или
шнеком. Для более полной разгрузки кека
фильтр часто оборудуют пульсатором, встря-
хивающим ткань в зоне отдувки.
Фильтры с внутренней фильтрующей по-
верхностью применяют для пульп, содержа-
щих значительное количество быстро оседа-
ющей твердой фазы, которую ие удается
удержать во взвешенном состоянии при
перемешивании мешалкой.
Ленточный вакуум - фильтр
(рис. 11.15, табл. 11.15 и II.16) конструк-
тивно подобен конвейеру. На приводной
и натяжной барабаны натянута прорезинен-
ная бесконечная рифленая лента, в средней
части которой имеются отверстия, по краям—
борта, а около бортов — пазы. Сверху на
ленту накладывают ткань, которая крепится
резиновыми жгутами, продетыми в подруб-
ленные края ткани и утопленными в пазы.
102
Тнблиил И J 2
Технологические показатели обезвоживания концентратов на дисковых и барабанных вакуум-фильтрах с наружной фильтрующей поверхностью
комб,,»,, j М‘Рфм"тр«‘Т₽“ Содержание твердого Влажность КЁка,% Удельная ПРОИЗВОДИ' те л ьи ость, т/(м*-ч) Примечание
в питании, % в фильтрате, г/л
Свинцовые концентраты
Алмалыкская ДУ51-2.5 70—75 10—12 0,22
Золотушинская ДУ51-2,5 65—75 0,15—0,2 10—12 0,08—0,1
Зыряновская Барабанный 60-65 0,65—1,2 9—10 0,12
2,5X4,4
Кентауская БОУ40-3 60—64 70 16—16,5 0,09 Подается ПАА 20 г/т
Мизурская БОУЮ-2,6 60 5.8 6—7 0,11
Такобская ДУЭ-1,8 50—55 3,5 12 0,15
Цинковые концентраты
Алмалыкская ДК51-2,5 ДУ68-2,5 57-60 — 15—18 0,2
Гайская ДУ68-2,5 50 15—18 0,06
Золотушинская ДУ51-2.5 65-75 0,25—0,3 14—16 0,06
Зыряновская БОУ40-3 60—70 0,6—0,9 11—12,5 0,23
Кентауская БОУ40-3 55—60 74 13—14 0,07
Кировоградская ДУ27-1.8 63 9 14 0,18
Краеноуральская Ч стырехдисковый 65—70 5 16 0,22
Мизурская БОУ 20-2,6 64 3,1 9-12 0,15 Пульпу подогревают острым паром до 313—318 К
Сибайская ДУ68-2.5 35-60 .—. 14—16 0,08
Учалинская ДУ68-2.5 40—50 — 14—16 0,1—0,15
Алмалыкская
Бу рибаев ска я
Гайская
Золотушинская
Медные концентраты
ДУ68-2.5 65—70 До 5 10—12 0,22 Фильтрат направляется в контроль
Д34-2.5 65 0,5—1,0 14 0,06 ный сгуститель
Д68-2,5 Д 68-2,5 67 ___ 12—15 0,15
ДУ51-2.5 55— 65 0,2—0,25 12—14 0,1
о Продолжение табл. II. 12
Фабрика, комбинат Марка и размеры фильтра, м Содержание твердого Влажность кека, % Удельная производи- тельность, т/(ма- ч) Примечание
в питании, % в фильтрате, г/л
Зыряновская Барабанный 2,5X4,4 55—65 0,6—0,9 12—14 0,2 Подогрев пульпы до 333 К
Кировоградская ДУ68-2,5 79 3,8 13,5 0,16
Красноуральская ДУ 68-2,5 70 5 14,5 0,28
Норильская ДУ102-2.5 65—70 До 20 15,5 0,2—0,25
Сибайская ДУ68-2,5 30—60 — 14—16 0,1
Сорская ДУ 18-1,8 45 — 10—И 0,05—0,1
Тырныаузская БОУЮ-2,6 50 — 10 0,065
Урупская ДУ 68-2,5 60—65 2-3 12—14 0,16
Учалинская ДУ68-2,5 43-53 — 14—16 0,1-0,15
Мед но-нике левые концентраты
№ 1 комбината «Печенга- ДУ 68-2,5 60—70 Ю 17—19 0,22—0,46 Подогрев пульпы до 333 К
никель»
№ 2 комбината «Печенга- ДУ51-2Д 65—70 3 15 0,35 Подогрев пульпы до 323 К
никель»
Пиритные концентраты
Гайская Кировоградская ДУ68-2.5 ДУ68-2,5 60 60 2,4 12-15 10,4 0,25 0,42
Красноуральская ДУ 68-2,5 65 10 И,5 0,45
Сибайская ДУ 68-2,5 ДУ 102-2,5 70—76 — 11—13 0,3
Учалинская ДУ68-2.5 68—72 — 12—14 0,3 —0,5
Молибденовые концентраты
Алмалыкская Давендинская Сорская БОУ5-1.75 БОКЗ-1,75 БОУ5-1,75 20—25 52—54 20 16—18 20—24 12—14 0,06 0,08—0,1 0,2—0,3 Подается известь 2 кг/т. Пульпу подогревают до 343 К
Норильская ДУЮ2-2.5 Никелевый концентрат 60—65 | — | 17 0,2
(1|1<)Д»»ЛЖ₽ННВ тдбл, 11 ,1 J
Фабрика, комбинат
Марка и размеры
фильтра, м
Содержал и с твердого
в питании, %
в фильтрате,
г/л
Влажность
кека, %
Удельная
производи-
тельность,
т/(м*-ч)
Примечание
Сурьмяный концентрат
Кадамжайская | ДУ18Л.8 50 0,002 15-25 0,05 Подается ПАА 10 г/т
Баритовые концентраты
Кентауская | БОУ40-3 60-65 120 9—9,5 0,133
Флюоритовый концентрат
Такобская ДУ 18-1,8 60—70 2 12—14 0,125—0,2
ДУ 68-1,8
Желевные (магнетитовые) концентраты
Азербайджанский ДУ 68-2,5 61 60 10,8 0,6 \50—52 % класса0,074 мм
Высокогорская ДУ51-2,5 60 — 10 0,55—0,6 80 % класса — 0,074 мм
Г ороблагородская ДУ 68-2,5 55 <—- 9,0 0,5—0,6 59,4 % класса — 0,074 мм
Днепровский Дисковый 55—65 0,5 8,5—11 0,55 90—92 % класса — 0,053 мм
(5=81,8 ма)
Ингулецкий ДУ 68-2,5 55—60 0,4 10,5 0,28—0,4 90—92 % класса — 0,05 мм
50—60 1-1,3 11—11,8 0,2—0,36 97—98 % класса — 0,05 мм
Ковдорский ДУ 68-2,5 50 — 9,5-10 1,5-2 50 % класса — 0,074 мм
Коршуновский ДУ68-2,5 50—65 — 10,2-11 До 1,5 65 % класса — 0,074 мм
ДШ68-2.5 /
Лебяжинская ДУ51-2,5 56—64 0,02 9,8 0,44—0,69 72—80 % класса — 0,063 мм
Лебединский ДШ68-2.5 46—58 0,3—0,6 8,7—9,5 0,44—0,52 80—94 % класса — 0,044 мм
Михайловский ДУ68-2.5 40—45 1,1 9,8—10,2 0,4 95 % класса — 0,05 мм
Ново-Криворожский ДУ 68-2,5 56 2—4 10,5 0,4—0,6 94—96 % класса — 0,074 мм
Северо- Криворожский ДШ68-2,5 54—65 — Ю—10,1 0,32—0,36 95—96 % класса — 0,053 мм
Соколовско-Сар байский ДУ100-2,5Х2 45—50 9,3 9,5—9,6 0,4—0,55 95—96 % класса — 0,074 мм
Центрально-Криворожский ДУ34-2.5 55—57 — 12,1 0,49 94 % класса — 0,074 мм
ДУ 68-2,5
ДУ27-1.8 60 — 9 0,44 96,4 % класса — 0,074 мм
ДШ68-2.5
Южно-Криворожский ДУ34-2.5 40—55 0,8—1,2 10— 10,5 0,5—0,6 91 % класса — 0,074 мм
о СЛ ДУ68-2.5 50—58 1—3 9-10 0,5-0,7 90 % класса — 0,074 мм
Таблица ПЛЗ
Техническая характеристика барабанных
вакуум-фильтров с внутренней фильтрующей
поверхностью
Параметры । з'г-згля 1 * см S СП
Площадь фильтрова- ния, м2 Размеры барабана, мм: 25 40
диаметр 2700 2680
длина 3330 5160
Частота вращения 0,24— 0,06—
барабана, мин-1 Мощность электро- двигателя, кВт: 1,02 1,02
приводя барабана 3 4,5
разгрузочного кон- вейера 3 3
Масса вакуум-фильт- ра, т До 10,538 16,71
3 анод- изготов ител ь Уральский завод химического ма- шиностроения
* Фильтр предназначен также для фильтра-
ции кислых пульп.
У верхней рабочей ветви ленты откло-
няются борта и лента приобретает форму
желоба, центральная часть которого движется
над вакуум-камерой. Пространство между риф-
лями под тканью иаходитсн под разреже-
нием. Нижняя холостая ветвь ленты опи-
рается на ролики.
Питание подают на ленту со стороны натяж-
ного барабана. По мере продвижения ленты
материал обезвоживается (при необходи-
мости кек промывают). Кек разгружается
с ленты на приводном барабане под действием
силы тяжести. Дополнительно предусматри-
вается скребок для очистки ленты от пристав-
шего материала. Внизу под лентой разме-
щается желоб для сбора воды, используемой
при промывке ткани, и случайных переливов
пульпы.
Ленточные вакуум-фильтры в основном
применяют для зернистого материала.
Карусельный вакуу м-ф н л ь т р
представляет собой горизонтально располо-
женные ковши в виде усеченных секторов,
образующих кольцевую поверхность. Каж-
дый ковш является самостоятельным элемен-
том. Перфорированная фильтрующая по-
верхность его покрывается тканью, полость
под тканью соединена трубкой с распредели-
тельным устройством (головкой).
106
Вне. Г Г. 14. Барабанный вакуум-фильтр с вну-
тренней фильтрующей поверхностью:
I — барабан; 2 — кольцевой борт; 3 — воронка
(бункер) для приема кека; 4 — распределитель-
ная головка; S — труба для соединения ячейки
с распределительной головкой; 6 — торцовая
крышка; 7 — конвейер; 8 — питающая труба;
S — лоток для приема перелива; 10 — обслужи-
вающая площадка; 11 — матрац; 12 — ткань;
13 — тяга; 14 — бандаж; 15 — ролик; 16 — при-
вод
Основание, на котором крепятся ковши,
опирается на внутренний и внешний ряд
роликов. Привод осуществляется от элек-
тродвигателя через редуктор.
После загрузки питания последовательно
производятся фильтрование продукта, трой-
ная, если требуется, промывка кека (с по-
дачей промывной жидкости и подсушкой),
разгрузка кека и промывка ткани
(рее. 11.16, а). Переворачивание ковшей для
разгрузки кека и промывки ткани, а также
возвращение ковшей в начальное положение
осуществляются при помощи направляющих,
по которым движутся ролики, закрепленные
на наружной стороне ковша (рис. 11.16,6).
Техническая характеристика карусельного
вакуум-фильтра К50-11У
Уральского завода химического
машиностроения
Площадь, мг:
фильтрования (общая) ... 50
активных зон................. 42
вспомогательных зон ... 6
мертвых зон ............. 2
одного ковша............. 2,1
Число ковшей .................. 24
Диаметр фильтрующих площа-
дей ковшей, мм:
наружный ............. 11 430
внутренний.................. 7 650
107
Частота вращения ковшей,
мин-1........................0,132—0,79
Мощность электродвигателя,
кВт ........................... 4,5
Габаритные размеры, мм:
длина....................... 15 650
ширина.................... 13 715
высота ................... 3015
Масса фильтра, т............ 42,29
Карусельные вакуум-фильтры, подобно
ленточным фильтрам, применяют для обез-
воживания зернистых продуктов.
Технологические показатели обезвоживания
нефелинового шлама на карусельном ва-
куум-фильтре К.50-11 У (ткань капроновая,
артикул 56 159)
Частота вращения ковшей,
мин-1....................... 0,5
Вакуум, МПа.................0,04—0,06
Содержание класса (мм), %:
+ 1,0.......................' 3—5
—0,08 .................. 40—50
Содержание твердого:
в питании, %................ 40—50
в фильтрате, г/л ......... 5—8
Толщина кека, мм ........... 15—20
Влажность кека, %............... 33
Удельная производительность,
т/(м2-ч)...................... 0,8
фильтр -пресс" ФПАКМ (табл. 11.17)
представляет собой ряд фильтровальных плит,
размещенных горизонтально между верхней
и нажимной плитами.
Фильтровальная плита (рис. 11.17) состоит
из верхней 1 и нижней 4 рам; верхняя по-
крыта перфорированным листом 2 и тканью 3
и является камерой для отвода фильтрата,
нижняя — при сжатии плит служит камерой
фильтрации. Под днищем рамы закреплена
эластичная диафрагма 5, которая при подаче
на нее воды (давление до 1,5 МПа) служит
Для отжатия влаги из кека.
Схема автоматического камерного фильтр-
пресса с механическим зажимом плит пока-
зана на рис. 11.18. К фильтровальным пли-
там приварены патрубки. При сжатии плит
они образуют два коллектора. Один — для
подачи исходной пульпы, промывной воды
и воздуха, другой — для отвода фильтрата,
промывной воды и воздуха. Верхняя плита
соединена стяжками с опорной плитой.
Фильтровальные плиты могут перемещаться
вдоль стяжек вверх и вниз. При опускании
плит между ними образуется зазор.
Перемещение плит и зажатие их произво-
дятся электромеханическим зажимом через
нажимную плиту. Фильтровальная ткань
сшита в бесконечную ленту и натянута между
фильтровальными плитами посредством ро-
ликов и натяжного устройства. После каж-
дого цикла ткань приводным барабаном пере-
мещается на один или два марша, проходит
108
Рис. 11.15. Ленточный вакуум-фильтр:
/ — приводной барабан; 2 —рифленая лента;
3 — загрузочный лоток; 4 — отклоняющий ролик;
5 — натяжной барабан; б — поддерживающий
ролик; 7 — ткань; 8 — вакуум-камера; 9 — же-
лоб; 10 — обслуживающая площадка
камеру регенерации, где она промывается
водой и очищается скребками.
Обычно цикл фильтрования состоит в сле-
дующем. При сжатых плитах через коллектор
в камеры фильтрования подается питание.
Жидкость проходит через ткань в камеру
фильтрата и отводится из фильтра, а отло-
жившийся на ткани кек отжимается диафраг-
мой. При необходимости осадок промывается
и продувается воздухом. После этого давле-
ние сбрасывается и плиты опускаются вниз.
Через образовавшиеся зазоры кек разгру-
жается.
Управление фильтр-прессом осуществляет-
ся электрогидравлическим автоматом. До-
пускается полностью автоматическая работа
со сменой операций при помощи реле времени
или кнопочное пооперационное управление
с пульта.
На фильтр-прессах первого выпуска типа
ФПАК25-25 (зазор между плитами 25 мм),
установленных для обезвоживания трудио-
фильтруемого цинкового продукта на Усть-
Каменогорском свинцово-цинковом комби-
нате, содержащего 30 % твердого, получены
следующие результаты: производительность
Таблица 11.15
Техническая характеристика ленточных вакуум-фильтров
Параметры .41.6-0,5/3,2 Л2.5-0.5/4.8 ЛЗ. 2-0,5/6.4 Л4-0,5/8 ЛЮ-1,25/8
Площадь фильтрования. 1,6 2,5 3,2 4 10
Рабочая длина вакуум- камер, мм 3200 4800 6400 8000 8000
Диаметр барабанов, мм 800 800 800 1200 1600
Ход натяжного барабана, мм Ширина ленты, мм: 150 150 150 300 —
рабочая 500 500 500 500 1250
полная 700 700 700 700 1600
Скорость движения лен- ты, м/с 0,013—0,08 0,013—0,08 0,167-0,1 0,025-0,15 0,067—0,167
Мощность электродви- гателя, кВт Масса фильтра, т 3 3 5,5 5,5 10
3,37 4,08 4,82 6,365 22,160
Завод-изготовитель
Бердичевский машиностроительный завод «Прогресс»
109
по питанию 25 л^/ч, толщина слоя кека 3—
4 мм, влажность кека 15 %, содержание
твердого в фильтрате—не выше 0,5%;
общее время цикла — до 4S мин, в том числе
фильтрование 25—30 мин, просушка возду-
хом при избыточном давлении до 0,4 МПа —
9 мин, остальное время — промывка и раз-
грузка кека.
Другие типы фильтровальных аппаратов
иа рудообогатительных фабриках приме-
110
няются редко (иногда при малом выходе
концентрата, например молибденового, ис-
пользуют нутч-фильтры). Такие аппараты,
как рамные пресс-фильтры, дисковые под
давлением, а также фильтр-сгустители (па-
тронные сгустители — аппараты, в которых
сочетается сгущение с фильтрацией), на обо-
гатительных фабриках практического при-
менения не нашли.
Рис. 11,16. Карусельный вакуум-фильтр:
d -- общий’вид; б -- распределение зон; в — схема переворачивания ковша
Рис. 11,17. Поперечный разрез фильтровальных плит
Рис, 11,18. Схема автоматического камерного
фильтр-пресса с механическим зажимом плит:
; — стяжка; 2 — камера регенерации ткани;
J - фильтроткань; 4 — направляющий ролик;
5 -- натяжное устройство; 6 — верхняя плита;
' — фильтровальные плиты; 8 — коллектор для
подачи исходной пульпы, промывной воды и
воздуха; 9 - промежуточный ролик; 10 ~ нож
для съема кека; 11 — приводной барабан; 12 —
отклоняющий ролик; 13 — нажимная плита;
14 - коллектор Для отвода фильтрата, промывной
воды и воздуха; 15 — электромеханический за-
жим; 16 — опорная плита
Таблица 11.16
Технологические показатели обезвоживания продуктов на ленточных вакуум-фильтрах
Продукт (фабрика) Типоразмер фильтра Содержание, % Влаж- ность кека, % Удельн ая произво- дитель- ность, т/(мя-ч)
твердого в питании класса — 0,074 мм
Магнетитовый концентрат Л1,6-0,5/3,2 81 29,7 9—10 8—10
(Высокогорская) То же (Гороблагодатская) Л2,5-0,5/4,8 80 20 9,0 8—10
» (Лебяжинская) Л2,5-0,5/4,8 81,5—84,4 20,6—9,8 % 10,2 9,5
Отвальные хвосты (Лебя- ЛЗ,2-0,5/6,4 63,5—70,9 —0,063 мм 5-4 % 20,4 4,5
жинская) Бурожелезняковый концен- Л2,5-0,5/4,8 Л10-1,25/8 78 —0,063 мм 0,1—0,4 11 — 12,8 4,6—5,4
трат (Лисаковский ГОК) Слюдяной концентрат (Огнев- Л1,6-0,5/3,2 * 45 24 17 0,3
ская) Полевошпатовый концентрат (Огневская) 54 36 14 2,5
* Подается ПАА 20г/т,
Таблица 11.17
Техническая характеристика автоматических
камерных фильтр-прессов типа ФПАКМ
(в обычном и кислотостойком исполнении)
Параметры ФПАКМ2.5 ФПАКМ5 ФПАКАЫ0 | ФПАДМ25
Площадь фильтрования, м2 2,5 5 10 25
Число фильтровальных плит 6 6 12 16
Ширина фильтровально/? ткани, мм Давление, МПа: 700—750 845—920 845—920 1100—1200
максимально допустимое 1,5 1,5 1,5 1.5
рабочее Мощность электродвигателя, кВт: 1,2 1,2 1,2 1,2
механизма зажима плит 3 5,5 5,5 7,5
привода для передвижения ткани 1,5 3 3 5,5
маслонасосной станции 1,5 1,5 1,5 1,5
водонасосной станции Масса, т: 13 13 13 22
фильтр-пресса 4,8 6,9 8,7 14,3
установки в комплекте 6,3 8,4 10,2 16,6
Завод-изготовитель Бердичевски 1 машиностроительный завод «Прогресс»
§ 4. Выбор вакуум-фильтров
и вспомогательного оборудования
При выборе схемы вакуум-фильтровальной
установки учитываются конкретные условия
производства.
Схемы фильтровальных установок отли-
чаются способом отвода фильтрата из реси-
веров — принудительно или самотеком,
а также отвода фильтрата из зон набора и
подсушки кека — раздельно или совместно.
Принципиальная схема вакуум-фильтро-
вальной установки с принудительным отво-
112
дом фильтрата * при совместном его отводе
из зон набора и подсушки кека показана на
рис. 11.19.
При самотечном отводе фильтрата из ре-
сивера длина барометрической трубы должна
соответствовать рабочему разрежению.
Раздельный отвод фильтрата из зон на-
бора и подсушки кека применяется, напри-
* Из литературы (А- А. Статкевич, П. Н. Дут-
чепко, В. С. Харламов) известны случаи установки
обратного поворотного клапана на трубопроводе,
соединяющем под углом 45° ресивер 2 с насосом 3,
что, по мнению авторов, улучшает условия экс-
плуатации.
Таблица 11.18
Область применения вакуум-фильтров
Тип фильтра Содержание твердого в питании, % Материал (скорость оса- ждения частиц преобладаю- щего класса крупности} Предел крупности Мин имальная толщина слоя кек а г мм Основное преимущество аппарата
Барабанный: с наружной фильтру- ющей поверхностью с внутренней фильтру- ющей поверхностью Дисковый Ленточный и карусель- ный 30—70 50 50—70 70—80 Мелко- и тонкоизмель- ченный (не более 18 мм/с) Неоднородной крупно- сти (более 8 мм/с) Мелко- и тонкоизмель- ченный (не более 18 мм/с) Зернистый От 65 % класса — 0,074 мм и выше От 35 до 65 % класса —0,074 мм От 65 % класса — 0,074 мм и выше (лучше до 90—95 % класса — 0,044 мм) 15—35 % класса — 0,074 мм, верх- ний предел хрупности не ограничен 5 10—12 8 Технологическая гибкость Наименьшая площадь пола на единицу фильтрующей поверхности Наиболее удобны для про- мывки, особенно — ленточ- ные
Таблица 11,19
Рекомендуемые нормы расхода воздуха [м3/(м2 мин) ] для выбора вакуум-насосов
Тип вакуум-фильтра Удельная производительность Т'(м*> ч)
<0,2 0.2 - 0,8 >0,8
Барабанный: с наружной фильтрующей поверхностью с внутренней фильтрующей поверхностью Дисковый Ленточный Карусельный со 0,3—0,8 0,5—1 0,5—1 0,8—1,5 1,0—1,7 1,0—1,5 1—2 1—2 1,5—3 1,7—2.5 1,5—2,5 2—-5 2—3
Таблица 11.20
Рекомендуемые нормы расхода сжатого
воздуха [м3/(ма'мнн)] для выбора
воздуходувок
Тип вакуум-фильтра Вид отдувки
обычная импульс- ная
Барабанный: с наружной филЬ' 0,2—0,4 0,05—0,2
трующей поверх- ностью с внутренней филь- 0,5—1,0 0,3—0,5
трующей поверх- ностью Дисковый 0,4—0,8 0,2—0,4
Таблица IL2L
Техническая характеристика водокольцевых вакуум-насосов
Параметры ВВН-6 1 ВВН-12М 1 ВВН-25 о 9-на а ВВН2-150 1 оос-наа
j ввн ввн
Про извод ител ь ность при вакууме 70%, приведенная к усло- виям всасывания при 288 К, м3/мин 1,5 3 6 12 25 50 * 150 300 *
Максимальный ва- куум, % 93 90 95 97 96 95 90 90
Расход воды, м3/ч 0,6 0,72 0,72 1,8 3,0 4,2 32,4 36
Размер всасывающе- го патрубка, мм 59 78 ИО 135 170 200 250 300
Мощность электро- двигателя. кВт 5,5 7,5 18,5 22-30 75 110 315 630
Масса насоса, кг 190 355 635 900—955 2146 4785 14 556 25 510
Завод-изготовитель Бессоновский компрессорный Целино- град- ский насос- ный Сумской машинострои- тельный им, М. В. Фрунзе
* При вакууме 80 %
Таблица 11.22
Техническая характеристика водокольцевых воздуходувок
Параметры В к-1,5 ВК-З ВК-6 ВК-12М BK-2S ВК-50
Производительность * (Ризб 0,05 МПа), м3/мин 1,5 3 6 12 25 50
Максимальное давление Ризб, МПа 0,18 0,18 0,22 0,22 0,21 0,15
Расход воды, л/мин 8 8 14—16 45 120 100
Размер нагнетательного патрубка, мм 65 65 100 ПО 100 200
Мощность электродвига- теля, кВт 5,5 15 22 40 75 200
Масса воздуходувки, кг 375 490 680 1275 2356 6875
Завод-изготовитель Бессоновский компрессорный Целино- градский насосный Сумской Машино- строитель- ный им. М. В. Фрунзе
* Приведенная к условиям всасывания.
114
i пСЬнщн 11.23
Техническая характеристика турбовоздуходувок
Параметры ТВ-42-1.4 * ТВ-50-1.6 щ ТВ-80-1,2 ТВ-80-1,4 ТВ-80-1,6 1 ТВ-80-1,8 „ . ТВ-100-1,12 * 2ТВ-150-1,12 ТВ-150-1.12 1 ТВ-175-1.6 1 ТВ-175-1,6 ТВ-200-1,12 .. ТВ-200-1,25 ТВ-200-1.4 9’1-000-01 j ТВ-350-1,06 * тв-500-1,08
Производительность при условии всасы- вания, м3/мин 42 50 50 80 80 80 80 100 150 150 175 175 200 200 200 300 350 500
Конечное давление, МПа 0,14 0,16 0,19 0,12 0,14 0,16 0,18 0,112 0,112 0,112 0,16 0,16 0,112 0,125 0,14 0,16 0,106 0,108
Расход воды (на ох- лаждение масла под- шипников), м3/ч 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1 2,1
Потребляемая мощ- ность, кВт 46 71 130 43 79 132 155 30 40 40 203 203 56 120 162 350 45 115
Мощность электро- двигателя, кВт 55 100 160 55 100 160 200 40 55 55 320 250 75 160 200 400 55 125
Масса турбовозду- ходувки, кг 3686 4276 5730 2694 3650 4441 5611 1206 1526 1536 5178 5738 1640 4093 4920 1760 1634 1740
Завод-изготовитель
Чирчикский «Узбекхиммаш»
* ТВ изготовляются в тропическом исполнении (частота тока 60 Гц, напряжение — 220 — 380 В).
Рис. 11.19. Принципиальная схема вакуум-филь-
тровальной установки:
/ — фильтр; 2 — ресивер; 3 — фильтратный
насос; 4 — воздуходувка; 5 — ловушка; 6 — бак
барометрической трубы (гидравлический затвор);
7 — вакуум-насос
мер, при промывке кека. Для удаления
маточпого раствора и промывпой жидкости
устанавливаются отдельные ресиверы. Они
подсоединяются к соответствующим патруб-
кам распределительных головок фильтров.
Фильтрат из ресиверов удаляется раздельно.
Принципиально возможна групповая ком-
поновка нескольких фильтров на один ре-
сивер.
Выбор вакуум-фильтров. При
выборе вакуум-фильтров ориентировочно мож-
Таблица 11.25
Основные параметры ресиверов и ловушек
Таблица 11.24
Рекомендуемые объемы ресиверов и ловушек
Тип вакуум-фильтра Площадь фильтрова- ния. м2 Объем, м3
ресивера ло - Ry Ш - KEf
Барабанный:
с наружнойфиль- 5 1 0.4
трующей по- 10 1 0,4
верхностыо 20 2,5 1,6
40 4 2,5
с внутренней 25 L6 1,0
фильтрующей 40 2,5 1,6
поверхностью 0,4
Дисковый 9 0,4
27 1,6 1
51 2,5 1,6
68 2,5 1,6
100 2,5X2 2,5
Ленточный 1,6 0,4 0.4
2,5 0,4 0,4
3,2 0,4 0,4
4 1 0,4
10 2,5 1,6
Ресивер Ловушка
Объем, м3 Допустимый вакуум, МПа Масса, кг ! Завод-изготовитель Объем, м3 Допустимый BBKvyM. МПа Масса, кг Завод-изготовитель
0,4 0,087 215 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс» 0,4 0,087 200 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс»
I 0,087 385 То же 0,4 0,093 200 Уральский завод химиче- ского машиностроения
1 1,6 0,093 350 Уральский завод хими- ческого машиностроения 1 0,087 376 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс»
0,087 465 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс» I 0,093 363 Уральский завод хими- ческого машиностроения
1,6 0,093 472 Уральский завод хими- ческого машиностроения 1,6 0,087 420 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс»
2,5 0,087 592 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс» 1,6 0,093 507 Уральский завод хими- ческого машиностроения
2,5 0,093 670 Уральский завод хими- ческого машиностроения 2,5 0,080 954 Пензенский завод хими- ческого машиностроения
4 0,080 1460 Пензенский завод хими- ческого машиностроения 2,5 0,087 540 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс»
4 0,087 990 Бердичевский машино- ст роитель н ы й завод «Прогресс» 2,5 0,093 658 Уральский завод хими- ческого машиностроения
4 0,093 1028 Уральский завод хими- ческого машиностроения 4 0,087 980 Бердичевский машино- строительный завод «Прогресс»
116
но руководствоваться данными, приведен-
ными в табл. II.[8.
Пределы крупности материала, ограни-
чивающие применение фильтров того или
иного типа, могут изменяться в зависимости
от его плотности. Известны случаи исполь-
зования барабанных фильтров на более гру-
бом материале — до 50 % класса —0,074 мм
(при плотности твердого 2,7—3 г/см3 и по-
даче пульпы в корыто насосом снизу).
На ленточных фильтрах обычно обезво-
живаются пески классификаторов или ги-
дроцикл оиов.
Выбор вспомогательного
оборудования. Вакуум-насосы и воз-
духодувки обычно выбирают по условной
норме расхода воздуха (табл. 11.19, 11.20).
Технические характеристики вакуум-насосов
и воздуходувок приведены в табл. 11.21,
11.22 и 11.23.
В последние годы нашли применение мало-
габаритные экономичные трубовоздухо-
дувкн.
Рекомендуемые объемы ресиверов и лову-
шек для фильтров приведены в табл. 11.24,
а основные параметры изготовляемых в на-
стоящее время ресиверов и ловушек —
в табл. 11.25.
Глава 5
Сушка
§ 1. Основные принципы
Сушка материалов, в том числе продуктов
обогащения, — это процесс их обезвожива-
ния, основанный на испарении влаги в окру-
жающую среду при нагревании.
Влажность высушенных продуктов обо-
гащения (табл, 11.26) должна исключать
возможность их смерзаемости в зимнее время
при перевозках или хранении и отвечать тре-
бованиям технологии дальнейшей перера-
ботки при использовании этих продуктов.
Процесс сушки зависит от влажности, раз-
меров частиц материала и способа их уклад-
ки, гидродинамических условий обтекания
и параметров среды (температура, влаж-
ность, скорость). Совокупность этих факто-
ров определяет характер протекания про-
цесса и называется режимом сушки.
Сушка существенно зависит и от вида со-
держащейся в материале влаги.
Конвективная* сушка тонкого слоя про-
дуктов обогащения, содержащих в основном
капиллярную влагу, разделяется на три
периода.
* При конвективном способе сушки тепло, не-
обходимое для испарения влаги, передается от
теплоносителя (газа или воздуха) высушивае-
мому материалу при непосредственном их сопри-
косновении.
В первый период скорость сушки и тем-
пература материала возрастают, однако влаж-
ность материала снижается незначительно.
Достигая определенных значений, скорость
сушки и температура материала в течение
значительного промежутка времени остаются
неизменными.
Второй период протекает при постоянной
скорости сушки в условиях, характерных
для испарения воды со свободной поверх-
ности. При этом температура поверхности
материала постоянна и равна температуре
«мокрого термометра», т. е. температуре жид-
кости на поверхности частиц при установив-
шемся процессе испарения.
Второй период заканчивается при влажно-
сти, называемой критической И^ир.
В третьем периоде, называемом периодом
падающей скорости, интенсивность сушки
постепенно снижается и при равновесной
влажности материала И7р становится равной
нулю. Температура материала увеличивается
н приближается к температуре газовой
среды.
Под равновесной влажностью понимается
влажность тонкого слоя материала, обуслов-
ленная равенством давлений пара у его
поверхности и в окружающей среде.
При интенсивном перемешивании мате-
риала и использовании высокотемператур-
ного теплоносителя испарение протекает без
резкого разделения на периоды и характери-
зуется напряжением объема установки по
влаге А [кг/(м3’Ч)]. Ее величина численно
равна количеству влаги, испаряющейся за
1 ч в 1 м3 объема сушилки, и зависит от кон-
струкции аппарата, режима сушки и свойств
материала.
Для рудных концентратов в качестве тепло-
носителя чаще всего используют дымовые
газы, представляющие собой смесь продуктов
сгорания топлива с воздухом. К ним, как
и к воздуху, с некоторым допущением при-
меним закон Дальтона
В = рп 4* Рг» (11.9)
где В — общее барометрическое давление
смеси; рп и рг — парциальные давления
соответственно пара и газа.
Масса водяного пара в 1 м3 смесн харак-
теризует влажность газа. Поскольку по
закону Дальтона пар и газ при своих пар-
циальных давлениях занимают одинаковый
объем, абсолютная влажность газа опреде-
ляется плотностью пара уп (кг/м3).
Относительная влажность, или степень
насыщения газа (р (%), представляет собой
отношение величины уп к максимально
возможной (для данной температуры и об-
щего давления смеси) плотности водяного
пара (кг/м3);
ф« упЮО/ун. (11.10)
Величина ун соответствует полному насы-
щению газа.
Температура точки росы — температура,
до которой нужно охладить влажный газ,
чтобы он стал насыщенным (ф — 100%).
117
Таблица 11.26
Влажность высушенных продуктов обогащения
Ксцщентрат Влажность, % Производственные операции после сушки
Баритовый Не более 2 * Упаковка и отгрузка потребителям
Вольфрамовый 3—6 Спекание с содой или обработка щелочными- растворами
Железный 8,5—10 Окомкование, агломерация
Ильменитовый 0,5—1,5 Упаковка и отгрузка титановым заводам
Медный 3—7 Отгрузка медеплавильным заводам
5—7 Отражательная плавка; обжиг и отража- тельная плавка
2—3 Электроплавка
» 0—1 Взвешенная плавка
Медно-н и кел евы й 11—13 Окомкование, обжиг, агломерация, плавка в шахтных и рудно-термических печах
)> 8—10 Окомкование, обжиг, плавка в электропечах
Молибденовый Не более 4 *2 1 Упаковка и отгрузка металлургическим за-
Оловянный 0 / водам
Свинцовый 8—10 Агломерация и плавка в шахтных печах
Сурьмяный 0—1 Обжиг или плавка во взвешенном состоянии
Пиритный Не более 3,8 * Отгрузка сернокислотным заводам
Цинковый 8—9 Обжиг в кипящем слое
Цирконовый 0 Спекание с содой или обработка хлорирова- нием
* По согласованию с потребителями допускается отгрузка баритового концентрата с влажностью
до 12 %, а отгрузка пиритного концентрата в период с 15.04 по 1,10 — с влажностью до 8 %.
*г По ГОСТ 212—76 предельное содержание масла составляет 4 %,
Состояние дымовых газов характеризуется
также их влагосодержанием и энтальпией.
Для удобства расчетов эти величины относят
к 1 кг сухих газов, так как их расход в про-
цессе сушки остается практически неизмен-
ным (при достаточно надежной герметизации
тракта).
Для определения численных значений^ка-
занных параметров требуется предварительно
рассчитать теоретический расход абсолютно
сухого воздуха Lo, необходимого для сжига-
ния 1 кг топлива, общий (с учетом разбавле-
ния продуктов сгорания), коэффициент из-
бытка воздуха а, массу водяных паров Gn
и сухих газов Gc.r, образующихся при
сжигании 1 кг топлива, на входе в сушилку,
по следующим формулам:
Lo= 1,38 (0,0179СО + 0,248Н2 Д-
+ 0,44H2S + "+Д4 С,„Н„ - О,);
(П.11>
—
~(S I2m°+ нСтН“) ‘п +
а =12 + (Jn — f‘n) _____________.
Ч (Сс. гД Н- (ndo/1000 — /о) 1
(11.12)
118
°п = °5 + ЧхЧ+1Гт;
Ос. г = I + , 9 ' 1 СтН„,
izm п
(11.14)
где СО, Н2, H2S, CmHrt и Оз — составляющие
газообразного топлива, %; QP — высшая
теплота сгорания топлива, кДж^кг; Г|т —
к. п. д. топки (без учета неполноты сгора-
ния), %; Ст и Сс.г — соответственно тепло-
емкость топлива и сухих газов (с достаточной,
точностью Сс.г « Св), кДж/(кг-К); Лг и /г —
соответственно температура топлива и га-
зов, К; 1п —энтальпия пара при темпера-
туре газов tri in = 4,19 (595 -J- 0,47ir),.
кДж/кг; и i' — количество (кг/кг) и-
энтальпия (кДж/кг) пара, содержащегося
во влажном газообразном топливе; и 10 —
содержание (г/кг сухого воздуха) и энталь-
пия ‘ (кДж/кг сухого воздуха) наружного
воздуха, поступающего в топку и камеру
смешения; G£ — масса водяного пара, обра-
зующегося при полном сгорании топлива;
G£ = V1 9’99^ с„Нп, кг/кг газообразного
топлива, ”*
По полученным данным определяется на-
чальное влагосодержание (г/кг сухих газов)
дымовых газов (на входе в сушилку)
= 1000Gn/Gc r, (11.15)'
Энтальпия (кг/кг сухих газов) газов на
1хзде в сушилку при сжигании газообраз-
есго топлива рассчитывается по уравнению
+ а^с/о + ^тсп
~ , V °’09ft г н * L 6
/ + а£°“2л2пг+лСтНн
По аналогичным уравнениям рассчиты-
ваются показатели сжигания твердого и
жждкого топлива.
$ 2. Балансы и расчет сушилок
Материальный баланс. При
установившемся процессе сушки количество
лаги, поступившей в сушилку, должно быть
эавно количеству влаги, выносимой из су-
лилки,
Gi^/100 4- Мх/ЮОО = ‘
= G2H72/IOO4~ L^/IOOO, (11.17)
гае Glt IVy, d: и Lx — соответственно масса
кушиваемого материала, его влажность,
кгагосодержание газов и масса абсолютно
сухого теплоносителя (при отсутствии уте-
чек и подсосов она остается постоянной);
Gj. IF2, d2 и L2 — то же, после сушки.
В расчете на часовую производительность
сушилки расход (кг/ч) испаренной влаги
U7 = Gx^/IOO — G2H7a/100. (II. 18)
Если ориентировочно принять, что масса
абсолютно сухого вещества, проходящего
чесез установку, почти не изменяется (уно_
сом в атмосферу пренебрегаем), для расче_
тз IF можно использовать зависимость
U7 = Gt (Гх — ^/(100 — И73) =
= G2 (W\— IF2)/(100 — IFj). (II.19)
Пз уравнений (II.16) и (П.17) следует:
L = 1000 U7/(d3 —dT),
I = 1000/(da — di),
гк I — удельный расход сухих газов на
стщку, кг/кг испаренной влаги.
Тепловой баланс сушилок на дымовых
газах при их непосредственном контактиро-
азгин с материалом, отнесенный к 1 кг
спаренной влаги, рассчитывается по урав-
®ЙЕИЮ
BQP IV = ?т + ?вл + ?;.< + ?у. г + ?о. с>
(11.20)
тк В — расход топлива на сушку, кг/ч;
Jr — расход тепла в топке сушилки (па
старение влаги топлива при его сжигании,
жлеря с недожогом и в окружающую сре-
ху). кДж/кг; </вл — расход тепла на испаре-
ее влаги; </вл = 4,19 (595 — 0,47/г )—
— -Ji, кДж/кг; Ui — физическое тепло влаги
в всходном материале, численно равное его
таспературе; qM — расход тепла на нагрев
мтериала в сушилке, qM = G2CMj (v2— -v2)/HZ,
«Дж. кг; См и vo — соответственно теплоем-
кость и температура высушенного материала;
г — потери тепла с уходящим из сушилки
теплоносителем, qy г = I [Сс г — /0) -|-
+ O,OOkfo(in2кДж/кг; f/и ‘По -
соответственно температура наружного воз-
духа и энтальпия находящегося в нем во-
дяного пара; qQ. с — потери тепла в ограж-
дении сушилки.
Значительное упрощение в расчеты вносит
предложенная Л, К. Рамзиным /—d-диа-
грамма влажного воздуха, развитая впослед-
ствии М. Ю. Лурье для расчетов сушилок,
работающих иа дымовых газах. / - d-диа-
грамма (рис. 11.20) построена в косоугольной
системе координат с углом между осями
135°, По левой оси ординат отложена энталь-
пия (кДж/кг), а по оси абсцисс — влагосо-
держание d, г/кг теплоносителя (сухих
газов).
Для удобства пользования диаграммой
шкала влагосодержаний спроецирована на
горизонтальную ось. Наклонные линии, про-
веденные параллельно развернутой (наклон-
ной) оси абсцисс, являются линиями постоян-
ной энтальпии I = const. Вертикальные ли-
нии, проведенные параллельно оси ординат,
являются линиями постоянного влагосодер-
жания d = const.
На диаграмме нанесены линии постоянных
температур и относительных влажностсй
(соответственно t — const и <р = const), а так-
же кривая изменения парциального давле-
ния водяного пара рп = f (d), Па. Значения
давлений отсчитываются по шкале правой
оси ординат.
Любая точка диаграммы характеризует
состояние теплоносителя величинами /, d,
t и ср. Зная две из них, можно найти осталь-
ные.
/ — d-диаграмма построена для баромет-
рического давления 7305,9 Па. Однако ввиду
незначительных изменений / и d в зависимо-
сти от климатических условий этой диаграм-
мой можно пользоваться во всех практиче-
ских случаях расчетов атмосферных суши-
лок. Кривая ф = 100 % разделяет площадь
диаграммы на две части: верхнюю, где влаж-
ный газ представляет собой смесь абсолютно
сухого газа и водяного пара, и нижнюю,
где пар частично конденсируется в воду.
По этой кривой можно определить темпе-
ратуру точки росы теплоносителя.
Метод расчета сушилок по /—d-диаграмме,
применяемых в настоящее время в металлур-
гии, показан па рис. 11.20.
Начальное состояние теплоносителя (/lt
dx, t: , qxj фиксируется точкой А. Теорети-
ческий процесс испарения влаги, т. е, про-
цесс без потерь в сушилке и при лу = v2 =.
= 273 К, изображается линией = const.
В реальных условиях с учетом расхода тепла
на нагрев материала и потерь в окружа-
ющую среду процесс сушки представляется
прямой АД. На линии = const произ-
вольно выбирается точка Б и от нее вниз
по вертикали откладывается отрезок БВ.
При этом БВ = АБГ1т, где А — величина,
характеризующая потери тепла в сушилке,
119
о 50 100 <50 200 250 300 350 000 03L
влагосодоржание аг на Лкт сухого ОозОуха
Рис. 11,20. 7 —(/-диаграмма влажного воздуха
А = vx — t?M — (?0. с, кДж/кг; т — мас-
штаб диаграммы, т = МДООО/Л^; Mi —
масштаб энтальпий, кДж/мм; — масштаб
влагосодержаний, г/мм; БГ — отрезок по
горизонтали от точки Б до линии — const,
мм.
Через точки А и Б проводится прямая АБД
до пересечения с линией frg = const или
/2 = const. Одна из этих величии должна
быть задана. По точке Д находят / )f
£*2 и ф2.
Для определения температуры точки
росы /р отработанного теплоносителя про-
водится линия d2 = const до ее пересечения
с кривой <р = 100 %. Изотерма, проходящая
через точку Е, является искомой величиной.
Графическим путем можно найти также
удельные расходы газов и тепла на сушку:
Z= ЮОО/^ДЯ; (11.21)
? = ((/,-/,)=т^-. (П.22)
Точка Ж характеризует состояние воздуха,
поступающего в топку, а отрезок ЖЗ =
= Mt (/i — lv) — прирост энтальпии 1 кг
газа за счет тепла, выделяемого топливом
при сгорании.
Затем определяются расходы (кг/ч) сухих
газов L и топлива Б на сушку:
(11.23)
S=Wc.r (1Ь24)
или
В = (11.25)
120
где Лг — к. п. д. топки, учитывающий по-
тери тепла от химической и механической
неполноты сгорания топлива; Т|°б14 — общий
к. п. д. топки с учетом потерь тепла в окру-
жающую среду.
Для определения размеров отдельных узлов
установки и выбора тягодутьевых средств
требуется рассчитать расходы (м3/ч) дымо-
вых газов на входе в сушилку U и на вы-
ходе Vr из нее:
Vri = (Oc,r+Gn)L/Gc,yri- (11.26)
+ (n-27)
где уг и уг — плотность дымовых газов
соответственно при tr и tr.
§ 3. Оборудование для сушки
Для сушки рудных концентратов применяют
сушилки, работающие при непосредственном
контактировании высушиваемого материала
и теплоносителя, и сушилки с нагревом ма-
териала через разделительную стенку (с кос-
венным нагревом). К первой группе относятся
сушилки барабанные, турбинные, кипящего
слоя, распылительные, а также трубы-су-
шилки. Ко второй группе относятся сушилки
с вращающимся барабаном и шнековые.
Наибольшее распространение имеют ба-
рабанные прямоточные сушилки, работающие
на дымовых газах. Сушилки остальных ти-
пов, в тоМ числе барабанные противоточные,
применяют значительно реже, причем тур-
бинные и распылительные сушилки — только
за рубежом.
Барабанные прямоточные
сушилки (рис. 11.21, табл. 11.27) ис-
пользуют для сушки баритовых, железных,
медных, цинковых, пиритных и других
концентратов.
Основной конструктивный элемент этих
сушилок — барабан диаметром 1,2—3,5 м
и длиной 6—27 м, вращающийся с частотой
0,0333—0,1168 с-1. Барабан установлен
с уклоном 2—4° в сторону разгрузки мате-
риала.
Барабан имеет внутренние насадочные ус-
тройства для равномерного перемешивания
материала и его интенсивного контактирова-
ния с теплоносителем. Выбор конструкции
насадочных устройств зависит от свойств
высушиваемых материалов (рис. 11.22).
Прием но-винтовые лопасти (от 6 до 16 шт.)
обычно размещаются со стороны загрузки
материала на длине, равной половине диа-
метра барабана (рис. 11.22, а),
В некоторых сушилках на загрузочном
участке барабана подвешиваются цепи, спо-
собствующие разрушению комков, снятию
настылей со стенок барабана и интенсифика-
ции процесса испарения влаги. За приемно-
винтовыми лопастями или цепями чаще
всего размещается подъемно-лопастная или,
иногда, секторная насадка.
Подъемно-лопастная насадка состоит из
8—18 периферийных лопастей разной формы
и размеров и по конструкции более рацио-
нальна, чем- секторная (рис. 11.22, б—с?).
Подъемно-лопастная насадка может состоять
из изделий сортового проката (швеллеров,
двутавров и т. п.).
В некоторых случаях барабаны размерами
2,8X14 и 3,2X22 м оборудованы комбини-
рованными насадками, включающими подъ-
емно-лопастную и секторную. Схема сектор-
ной насадки, размещаемой за подъемно-
лопастной в барабане размером 2,8Х 14 м,
приведена на рис. 11.22,е.
Кроме барабана сушилка включает тепло-
генератор, загрузочное и разгрузочное ус-
тройства, систему пылеулавливания и газо-
очистки и дымососную установку.
В качестве теплогенератора в большинстве
случаев используют выносные топки, в ко-
торых получают теплоноситель, сжигая топ-
ливр и смешивая продукты сгорания с воз-
духом. Чаще всего выносные топки имеют
прямоугольную форму, реже — цилиндри-
ческую. Объем из топочного пространства
изменяется от 6 до 90 м3 в зависимости от
расхода и вида топлива. В некоторых слу-
чаях выносные топки отсутствуют, а топоч
Рис. 11.21 Общий вид барабанной прямоточной
сушилки для концентратов;
I — топка; 2 — бункер; 3 — тарельчатый пита-
тель: 4 - желоб; 5 — загрузочная камера; 6 —
барабан; 1 — разгрузочная камера; S - электро-
фильтр; 9 — дымососная уступочка
121
Таблица 11.27
Эксплуатационные показатели работы барабанных прямоточных сушилок
но-горелочные узлы размещены в небольшой
форкамере перед барабаном или в загрузоч-
ной камере самого барабана. Такие топки
нерациональны, так как способствуют про-
горанию и химической коррозии барабанов.
В топках сжигают в основном мазут или
природный газ и иногда топливо других ви-
дов (угольная пыль, соляровое масло и т. п.).
Недостатком большинства топок является
отсутствие специальных растопочных труб.
Поэтому пуск сушилок производится С ПО-
МОЩЬЮ дымососных установок через общий
тракт системы, в результате чего в условиях
неустановившегося режима материал, на-
ходящийся в барабане, загрязняется продук-
тами неполного сгорания топлива и зачастую
загорается. Кроме того, во время пуска
сушилок через дымососные установки про-
ходят газы, имеющие температуру выше до-
пустимой, что приводит к деформации ло-
паток роторов и прогоранию кожухов.
Загрузочное устройство барабанов выпол-
няется в виде наклонного (под углом 60—
80°) цилиндрического желоба диаметром 400—
500 мм, проходящего через свод топки.
Изредка применяются менее рациональные
желобы прямоугольного сечения (материал
зависает). Для улучшения равномерности
питания барабанов целесообразны футеровка
желобов винипластом или нержавеющей
сталью, подмешивание к влажному материа-
лу части сухого продукта и установка в же-
лобах шнеков с разрезными лопастями. Иног-
да вместо желобов используют черпаковые
и роторные загрузчики барабанов.
Исходный концентрат подается в загрузоч-
ное устройство барабанов из расходных бун-
керов пирамидальной или, что более рацио-
нально, конической формы, либо ленточными
конвейерами, либо непосредственно из ва-
куум-фильтров. Бункера оборудованы тарель-
чатыми, скребковыми, лотковыми и другими
питателями.
Разгрузочное устройство представляет со-
бой камеру, в которую входит барабан (своим
разгрузочным участком). К камере под-
соединяется газоходная система для отвода
отработанных газов. В нижней части камеры
имеется вертикальный патрубок для вы-
грузки высушенного материала. Чаще всего
высушенный материал разгружается на сбор-
ный ленточный конвейер цеха, иногда —
подается на склад пневмотранспортом. Обыч-
но между разгрузочной камерой и ленточным
конвейером какие-либо промежуточные ме-
ханизмы отсутствуют. Однако на ряде пред-
приятий под разгрузочной камерой установ-
лен тарельчатый или ленточный питатель.
Целесообразна также установка шлюзовых
затворов и мигалок для повышения герме-
тичности сушилок.
Работа барабанной сушилки в значитель-
ной мере определяется системой пылеулав-
ливания и газоочистки и дымососной уста-
новкой.
За барабанными сушилками устанавли-
ваются одно- и двухступенчатые системы,
включающие циклоны, скрубберы, электро-
фильтры и другие аппараты. Одноступевча-
122
Рис. 11.22. Схемы некоторых типов внутренних
устройств барабанов:
с — приемно-винтовые лопасти; б, в. г — подъем-
но«лопастные насадки; д и е — секторные насадкн
тые системы не всегда обеспечивают требуе-
мой санитарными нормами степени очистки
отходящих газов. Более эффективны двух-
ступенчатые системы, состоящие, в частности,
аз группового циклона и скруббера.
В качестве дымососных установок исполь-
зуются вентиляторы разных марок и, что
более рационально, котельные дымососы.
Барабанные противоточные
сушилки используются на некоторых
предприятиях для сушки свинцовых и бари-
товых концентратов.
Сушка в них осуществляется при встречном
движении дымовых газов и высушиваемого
материала.
По конструктивному оформлению и тем-
пературным параметрам газов эти сушилки
отличаются от прямоточных незначительно.
Однако из-за повышенных затрат тепла на
нагрев материала удельный расход топлива
на испарение влаги в противоточных сушил-
ках на 30—40 % выше, чем в прямоточных.
Поэтому применять для рудных концентратов
противоточный метод сушки экономически
нецелесообразно.
Турбинные сушилки (рис. 11.23)
еспользуются за рубежом при подготовке
к э.тектроплавке некоторых медно-никелевых
концентратов, высушиваемых до влажности
~ % (начальная влажность 21 %) с помощью
дымовых газов, получаемых при сжигании
ТТЛ я.
Турбинные сушилки имеют неподвижный
sopnyc и топку с системой газораспредели-
тельных каналов. Внутри корпуса на валу,
вращающемся с частотой 0,835—1,002 сГ1,
лхестко закреплены несколько крыльчатых
колес (турбин), осуществляющих циркуля-
цию теплоносителя вдоль слоя высушивае-
мого материала.
Материал размещается на горизонтальных
дисках, состоящих из набора трапециевид-
ных секторов и вращающихся с частотой
0,0167—0,033 с-1. Поступая на секторы верх-
него диска после одного его оборота, мате-
Рис. 11.23. Общий вид турбинной сушилки:
1 — корпус; 2 — топка; 3 — газораспределитель-
ные каналы; 4 — турбины; 5 — диск; 6 — сек-
тор диска; 7 — неподвижный нож; 8 — меж-
секторный зазор; 9 — вентилятор
123
Рис. 11.24. Сушилка кипящего слоя фирмы <Лиик
Белт> (США)
риал сбрасывается неподвижным ножом через
межсекторные зазоры па следующий диск и
движется таким образом с одного диска на
другой до разгрузочного устройства.
Рис. 11.25. Общий вид трубы-сушилки Алмалык-
ского горно-металлургического комбината:
1 — топка; 2 — труба; 3 - питатель; 4 — цик-
лон; 5 - - дымосос; 6 — электрофильтр
В сушилке предусмотрена возможность
частичной рециркуляции отработанного теп-
лоносителя, который отсасывается вентиля-
тором и подается к камере смешения топки.
Сушилки кипящего слоя ис-
пользуются на ряде отечественных и зару-
бежных предприятий для Сушки медных
шихт, ртутно-сурмяных, ильменитовых кон-
центратов и др. (рис. 11.24).
Основной конструктивный элемент сушил-
ки — газораспределительная решетка, на
которой располагается кипящий слой ма-
териала. В качестве теплоносителя исполь-
зуются чаще всего дымовые газы, иногда —
нагретый воздух. За сушилками устанавли-
ваются одно- или двухступенчатые системы
газоочистки (сухие циклоны и мокрые пыле-
уловители).
На заводе Коппер-Клифф (Канада) в су-
шилках кипящего слоя сушат медную шихт>'
перед ее взвешенной плавкой. Диаметр реак-
тора сушилки 2,7 м, производительность —
830 т/сут. Начальная температура теплоно-
сителя (воздуха) 600—660 К; температура
в слое 390 К, температура отходящего газа
380 К.
На отечественных предприятиях в сушил-
ках кипящего слоя высушивают ртутно-
сурьмяный и ильменитовый концентраты.
Ртутно-сурьмяный концентрат с исходной
влажностью 50 % сушат дымовыми газами
с начальной температурой 420 К. При этом
в одной сушилке получают 250—300 кг. ч
концентрата влажностью 7—10%. На вы-
ходе из сушилки устанавливают температуру
350 К.
При сушке ильменитового концентрата
начальную температуру газов увеличивают
до 870 К. Конечная температура газов 390 К.
Производительность одной сушилки с пло-
щадью решетки около 1,8 м3 составляет 12 ьч
(при снижении влажности концентрата с 7—
12 до 0,5—1,5%).
Из-за повышенного гидравлического со-
противления кипящего слоя расход электро-
энергии на испарение 1 кг влаги достигает
1,8 кВт-ч, т. е. в несколько раз больше, чем
в барабанных прямоточных сушилках.
Дальнейшее распространение данных су-
шилок связано с необходимостью разработки
наиболее рациональных конструкций газо-
распределительных решеток, обеспечивающих
равномерное перемешивание материала.
Трубы-сушилки обеспечивают сов-
мещение процесса высушивания материала вс
взвешенном состоянии и пневмотранспорта
его до системы улавливания,
Общий вид установки трубы-сушилки диа-
метром 900 мм Алмалыкского горно-метал-
лургического комбината приведен на
рис. 11.25. Труба-сушилка предназначена для
окончательной сушки медной шихты (до
остаточной влажности 0—I %) перед ее
переработкой в печи кислородно-факельной
плавки. Медная шихта подается в трубу-
сушилку после предварительной подсушки
(до влажности 5—8%) в барабанных пря-
моточных сушилках. Шихту сушат дымовыми
газами с начальной температурой 670—770 К.
124
Рис. 11.26. Схема установки распылительной
сушилки фирмы «Ниро-Атомайзер» (Дания)
7 — расходный бак; 2 — насос; 3 ~ распылитель-
ное устройство; 4 — сушильная камера; 5 —
фильтр; б, 14, 18 — вентиляторы; 7, 12, 19 —
воздухопроводы; 8 — калорифер; 9 — распреде-
литель; 10 — затвор; 11 — внброхолоднльник;
13, 17 циклоны; /5 — центральная труба;
16 — козырек
На выходе из сушилки температуру теплоно-
ителя поддерживают равной 350—380 К-
Производительность одной сушилки дости-
гает 80—85 т/ч. На сушку одной тонны
шихты расходуют 10—11 и* 3 природного
газа.
Распылительные сушилкира-
ботают на некоторых зарубежных обогати-
тельных фабриках (рис. 11.26).
В распылительных сушилках сушат сгу-
щенные пульпы медного, никелевого, оло-
Рис. II.27. Общий вид барабанной сушилки с ко-
свенным нагревом материала дымовыми газами:
1 — барабан; 2 — центральная жареная труба!
3 — пучок дымогарных труб; 4 - газоход для
входа газов; 5 — патрубок для выхода газов;
6 загрузочная камера; 7 — разгрузочная ка-
мера; 8 — патрубок для отвода водяных паров
из сушилки
вяниого и молибденового концентратов влаж-
ностью 30—-40 %.
Подвергаемая сушке сгущенная пульпа
подается, минуя вакуум-фильтры, в специаль-
ное устройство, которым распыляется в ра-
бочем пространстве сушилки. Теплоноситель
также поступает в сушильную камеру. Вы-
сушенный материал выпадает из потока газо-
взвеси в нижнюю часть камеры и разгру-
жается через питатель в систему пневмотранс-
порта. Отработанный теплоноситель посту-
пает через центральную трубу в систему
газоочнегки и затем выбрасывается в атмос-
феру.
В качестве теплоносителя в основном ис-
пользуют дымовые газы, иногда — нагретый
воздух; начальная температура газов для
пульпы медного концентрата 1030 К, для
пульпы никелевого концентрата 590 К,.
На фабрике Твин-Бьюттс (США) произво-
дительностью около 30 тыс. т/сут установ-
лены три распылительных сушилки диаметром
10 м для медного концентрата и две сушилки
диаметром 4,26 м для молибденового кон-
центрата. Медный концентрат высушивают
до влажности 2,5—3,5 %, а молибденовый —
до нулевой влажности.
Две распылительные сушилки диаметром
9,1 м работают на фабрике Камбалда (Австра-
125
Рис. П.28. Общий вид шнековой электрообогрева-
емой сушилки:
/ — электродвигатель; 2 — шнек; 3 — нагрева-
тели; 4 — корпус; 5 — питатель сушилки; 6 —
патрубок для разгрузки материала; 7 — патру-
бок для отвода водяных паров из сушилки
лия) производительностью около
I млн. т/год руды. Каждая из этих сушилок
выдает 22 т/ч сухого никелевого концентрата,
который подается пневмотранспортом на
склад готовой продукции.
Сушилки с вращающимся
барабаном обеспечивают нагрев и суш-
ку электроэнергией или дымовыми газами
без их непосредственного соприкосновения
с высушиваемым материалом.
Сушилки с электронагревом используются
на некоторых отечественных и зарубежных
предприятиях и для сушки оловянных кон-
центратов. Диаметр барабанов сушилки со-
ставляет 400—600 мм, их длина колеблется
от 4 до 7 м, угол наклона 3—10°, частота
вращения достигает 0,200—0,267 с*1.
Загрузка барабанов концентратом осуще-
ствляется с обезвоживающих классификато-
ров или из расходных бункеров. Образую-
щиеся при сушке водяные пары очищаются
от пыли в гидроциклонах. В 1 м3 объема
барабана за 1 ч испаряют 12—18 кг влаги,
затрачивая на 1 кг сырья около 20 кВт/ч
электроэнергии, т. е, во много раз больше,
чем в барабанных сушилках прямого нагрева
материала дымовыми газами. Средняя про-
изводительность одного барабана не пре-
вышает 700—1000 кг/ч концентрата с нуле-
вой влажностью (исходная влажность может
достигать 20—25 %).
Барабанные сушилки с косвенным нагревом
материала дымовыми газами применяются
для сушки некоторых оловянных и молибде-
новых концентратов (рис. 11.27). Внутри
барабана (диаметр 1,2 м, длина 3—4 м,
угол наклона 2—Зд частота вращения 0,033—
0,066 с-1) размещена центральная жаровая
труба диаметром 500—700 мм и пучок пе-
риферийных дымогарных труб диаметром
100—120 мм. Для перемешивания материала
барабан внутри оборудован лопастями. Влаж-
ный материал подается в межтрубное про-
странство барабана и движется в нем до
разгрузочной камеры сушилки. Дымовые
газы, получаемые в выносных топках прн
сжигании мазута или солярового масла,
поступают в жаровую трубу, перемещаются
до конца барабана, поворачиваются и на-
правляются обратно, проходя внутри пери-
ферийных труб.
Оловянные концентраты высушивают при
начальной температуре газов 670 К; темпе-
ратура газов па выходе из сушилки 420 К.
Производительность одной сушилки состав-
ляет 1—2 т/ч. На испарение 1 кг влаги за-
трачивают около 0,33 кг условного топлива,
что вдвое превышает среднеотраслевое зна-
чение для барабанных сушилок с непосред-
ственным контактированием газов и мате-
риала.
Молибденовые концентраты высушивают
до 3—4 % (начальная температура газов
770—870 К, конечная 350—370 К). При этом
получают в одной сушилке около 200 кг/ч
сухого концентрата.
Шнековые сушилки нагревают
и сушат материал с помощью электронагре-
вателей. Сушилки используются для молиб-
деновых и вольфрамовых концентратов
(рис. 11.28).
Сушильной камерой обычно служит труба,
внутри которой вращается шнек, предназна-
ченный для перемешивания и транспортиро-
вания материала. Диаметр камеры 400—
900 мм, длина 2—5 м, частота вращения
шнека 0,133—0,2 с"* 1 *. Иногда камерой яв-
ляется открытая сверху ванна, в которой
устанавливают два шнека.
Обычно сушку ведут при температуре
570—670 К и получают в одной сушилке от
300—350 до 1000 кг/ч концентрата (молибде-
новые концентраты высушивают с 12—22
до 3—4 % влажности, вольфрамовые — с 10—
15 до 3-6 %).
РАЗДЕЛ III
ХИМИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ
В КОМБИНИРОВАННЫХ
СХЕМАХ ОБОГАЩЕНИЯ
РУД
Глава 1
Основные химические
процессы переработки
минерального сырья
§ 1. Общие сведения
Комбинированные схемы обогащения мине-
рального сырья включают химические про-
цессы в начале, середине или конце этих
схем [37, 46]. Данную область технологии
называют химическим обогащением.
Используются следующие процессы: гидро-
металлургические, термохимические, пиро-
металлургические, хлоридо- и фторидовоз-
гонка, сульфатизирующий, восстановитель-
=ый, окислительный, сегрегационный обжиг
2 др. Наибольшее промышленное применение
долучили гидрометаллургические процессы.
Преимуществами их, например, при сравне-
~яи с пирометаллургическими процессами,
являются возможность переработки более
сложных, более бедных полиметаллических
д;одуктов с осуществлением практически
лонного разделения металлов и более рацио-
нального решения задачи охраны окружа-
зсшей среды, применения при разложении
перерабатываемых проб сравнительно невы-
соких температур (293—-473 К).
Ряд химических процессов уже внедрен
да горно-обогатительных комбинатах и до-
зодочных фабриках [33, 92].
В настоящее время во многих странах
развернуты исследования по совершенствова-
нию химических процессов в следующих
направлениях:
предварительная обработка труднообога-
ткиых и необогатимых руд или промпродук-
тсв для образования (или, наоборот, удале-
=ия) поверхностных пленок на зернах руд-
дых минералов, сегрегации тонкодисперсных
гастиц и других химических изменений от-
.кльных компонентов с целью повышения
различия физических и физико-химических
свойств минералов и создания возможности
разделения их обычными методами обога-
щения;
доводка богатых концентратов, но некон-
диционных по содержанию основного ком-
понента или примесей, путем частичного или
полного удаления из них химическими мето-
дами некоторых сопутствующих минералов;
переработка черновых, коллективных кон-
центратов или труднодоводимых промпро-
дуктов с целью практически полного селек-
тивного извлечения полезных компонентов
в одноименные продукты.
В случае химической переработки продук-
тов обогащения на операции их вскрытия
обычно все ценные компоненты, а также
некоторая часть примесей переводятся в рас-
твор из исходного материала. Вследствие
этого технологические схемы значительно
усложняются. При их осуществлении тре-
буются большие расходы реагентов. Однако
применение химической переработки про-
дуктов обогащения позволяет повысить извле-
чение из руды основных элементов в конеч-
ные продукты, как правило, с более высоким
содержанием их и меньшим содержанием
вредных примесей, чем при других химиче-
ских процессах. Так, в конечных продуктах
может быть достигнуто содержание примесей
<0,1 %, что значительно повышает рента-
бельность химической технологии.
Выбор химического процесса зависит от
вещественного состава исходного сырья, со-
держания и минеральных форм полезных
компонентов, их стоимости и требований
к качеству конечной продукции.
Наибольшие успехи в гидрометаллургиче-
ской переработке бедных продуктов обогаще-
ния достигнуты в результате разработки и ши-
рокого применения автоклавных, сорбцион-
ных, мембранных и экстракционных про-
цессов [20, 33].
Для наиболее сложного по составу мине-
рального сырья схема гидрометаллургиче-
ской переработки может включать следую-
щие операции: дополнительное измельчение
исходного материала, разложение извлекае-
мых минералов, выщелачивание полезных
компонентов, очистку полученных растворов
от вредных примесей, разделение и осажде-
ние извлекаемых соединений, отделение по-
лучаемых твердых продуктов от жидкой
фазы, сушку, брикетирование, обжиг конеч-
ных продуктов, регенерацию реагентов, ис-
пользование или очистку отработанных рас-
творов. Часто осуществляется совмещение
некоторых операций: например, дополни-
тельное измельчение продуктов, их разложе-
ние и выщелачивание (в шаровых мельницах
или в горизонтальных автоклавах); разло-
жение минеральных компонентов и выщела-
чивание образовавшихся соединений; ис-
пользование отработанных растворов в ка-
честве обо ротн ы х.
§ 2. Подготовка исходного
материала к выщелачиванию
Для обеспечения доступа растворителя к руд-
ным минералам основная масса их включе-
ний в пустую породу должна быть вскрыта.
В результате измельчения исходного мате-
127
риала происходит ускорение растворения
минералов вследствие увеличения активной
поверхности. Однако после достижения вы-
сокой степени измельчения начинается сцеп-
ление частиц. Вследствие этого размеры ча-
стиц вновь возрастают и через некоторое
время устанавливается состояние «равновес-
ного измельчения», при котором пределы
размеров частиц и удельная] поверхность
практически не изменяются.
Оптимальную крупность измельчения пе-
рерабатываемого сырья устанавливают экспе-
риментально. При различной крупности из-
мельчения определяют степень извлечения
полезных компонентов в раствор, расход
реагентов, необходимую продолжительность
выщелачивания, скорость фильтрования или
сгущения пульпы и т. д.
В большинстве случаев для выщелачива-
ния с перемешиванием пульпы оказывается
достаточным измельчение материала до круп-
ности 0,1—0,2 мм. Поэтому, например,
обычно не требуется доизмельчения продук-
тов флотационного обогащения. Исключе-
ниями являются подземное выщелачивание
(куски руды крупностью до 200 мм) и выще-
лачивание крупнозернистого материала в ку-
чах или чанах.
Непосредственному выщелачиванию водой
или растворами кислот, щелочей или солей
поддается лишь часть минералов (карбо-
наты, простые окислы, некоторые сульфаты,
самородные металлы). Иногда растворение
минералов происходит со столь малой ско-
ростью, что практически исключается воз-
можность их выщелачивания в обычных усло-
виях. Возможно ускорение выщелачивания
этих минералов при повышении температуры
растворителя.
Значительные затруднения возникают при
растворении большинства сульфидов, окис-
лов, силикатов и некоторых минералов сло-
жного состава. В этих случаях трудноизвлека-
емые компоненты предварительно переводят в
растворимые соединения посредством окисли-
тельного обжига сульфидного сырья, восста-
новительного обжига окисленных руд, хло-
рирующего обжига различных групп ми-
нералов, сплавления или спекания с содой
(вольфрамит, шеелит), известью (окислы алю-
миния, циркон), фторсиликатами (циркон,
берилл), а также бактериальным выщела-
чиванием.
§ 3. Выщелачивание ценных
компонентов
Выщелачивание — основная операция ги-
дрометаллургического процесса. Она про-
водится для селективного растворения по-
лезных компонентов и является первым эта-
пом отделения их от основной массы породы
н вредных примесей. Выщелачивание в зна-
чительной степени определяет показатели
гидрометаллургического процесса, в част-
ности полноту извлечения минеральных ком-
понентов.
128
^Результаты выщелачивания отдельных эле-
ментов н соединений зависят от веществен-
ного состава обрабатываемого материала,
характера взаимосвязи минералов друг с дру-
гом, крупности их зерен, концентрации
температуры растворителя, удельной по-
верхности, пористости твердых частиц и
содержания их в пульпе, продолжительности
и гидродинамических условий выщелачи-
вания.
Для выщелачивания рудных компонентов
применяют концентрированные растворы кис-
лот, щелочей и солей с окислителями или
восстановителями, а также водные растворы,
содержащие бактерии. Концентрация рас-
творителей изменяется от 0,02 % K.CN для
выщелачивания золота до 30 % НС1 или
94 % HaSO4 для разложения шеелитовых,
ильменитовых, перовскитовых и ниобиевых
концентратов.
Выбор растворителей определяется селек-
тивностью их действия, влиянием на скорость
растворения определенных минералов изме-
нениям крупности их частиц, концентраций
реагентов, температуры раствора и продол-
жительности выщелачивания.
Стоимость растворителя и обеспеченность
его получения в необходимом количестве
(в особенности в многотоннажном производ-
стве) играют решающую роль, так как за-
траты на реагенты могут составлять основную
статью расходов в гидрометаллургическом
переделе и определять рентабельность при-
менения химической технологии.
Извлечение металлов в раствор может
достигать 98—99 % при незначительном рас-
творении сопутствующих минералов (отно-
сительное извлечение не более 3—5 %).
При выщелачивании применяют два ме-
тода перемешивания: механическое или пнев-
момеханическое перемешивание измельчен-
ного материала с растворителем и перколя-
цию (просачивание, фильтрация) раствори-
теля через находящийся в покое в чанах или
в виде куч, отвалов или под землей крупно-
зернистый или даже кусковой материал.
Выщелачивание с механическим или пнев-
момеханическим перемешиванием пульпы по-
лучило широкое распространение в гидро-
металлургии. Этот метод выщелачивания
применяют только для материала крупностью
менее 0,2 мм.
В промышленности используют различные
аппараты для выщелачивания, работающие
без давления и под давлением при повышен-
ных температурах. Продолжительность выще-
лачивания при перемешивании не превышает
нескольких часов при высоком извлечении
металла в раствор. Выщелачивание осуще-
ствляют периодически или непрерывно.
В последнем случае пульпу направляют
через каскад последовательно соединенных
аппаратов, сочетая обычно непрерывное вы-
щелачивание с непрерывно действующей си-
стемой обезвоживания отвальных кеков.
Устройства для перемешивания пульпы
в реакторах могут быть механическими, пнев-
матическими, комбинированными, с подачей
пульпы насосами. При механическом пере-
«сшивании пульпы применяют пропеллерные,
иелеллерные, турбинные, цепные и другие
яеталки.
Реактор с пневматическим перемешива-
жеи обычно выполняют с центральным аэро-
лифтом (пачук). Он представляет собой
высокий железный или деревянный цилин-
дрический чан диаметром 3—4,5 М с кониче-
пим днищем, высотой от 9 до 15 м, иногда
жене. Чан снабжен центральной открытой
фубой, которая не доходит до дна и не-
«s-эго возвышается над уровнем пульпы,
«аиу чана в трубу подают воздух под дав-
лееием 0,15—0,2 МПа (при пуске 0,3 МПа).
S печках можно выщелачивать плотны-
ттдьпы с соотношением Т : Ж- 1,2 : 1.
--дчуки применяют в гидрометаллургии цин-
га. золота, алюминия, урана и др.
Реакторы с комбинированным перемеши-
гаянем работают с центральным аэролифтом
i гребками, вращающимися с частотой
0л)17—0,083 с-1, или с периферическим аэро-
лифтом и центральной трубкой с импеллером,
Один из новых способов выщелачивания —
гаслотная обработка в кипящем слое, на-
дземер цинковых огарков, позволила зна-
^тельно интенсифицировать процесс выще-
лачивания и увеличить производительность
аппаратуры.
Все большее значение в гидрометаллургии
ТП5 .обретают автоклавные процессы [20].
доклады представляют собой металличе-
гхзе вертикальные или горизонтальные со-
~-ды (большей частью стальные, иногда
изъяло ванные, гуммированные или титано-
®вё1- работающие под давлением от 1 до
3 МПа. Нагрев пульпы в автоклаве может
ifciTb внешний (паровые рубашки, электро-
*дг-еватели) и внутренний (острый пар),
.хегулающий в пульпу острый пар обычно
збеслечивает и ее интенсивное перемешивание
|&£дботаж). Окисление сульфидных мине-
дцлт-з в процессе выщелачивания в основном
зг.~естзляется в результате подачи в авто-
txx5 кислорода или воздуха, применяют
чизе перекись водорода, соединения мар-
т1Еда. хромпик, хлор и др. Вместимость
Ж-ахеяяемых автоклавов от 5—10 до 130 м3.
могут быть объединены в батареи, со-
сгл-тщие из 5—10 аппаратов. В алюминиевой,
угрозой, никелевой и вольфрамовой про-
вйн^тенности на ряде предприятий авто-
«хгзы работают по принципу непрерывного
жецелачивания сырья.
Глэколяция — самый дешевый метод вы-
плачивания, так как применение его исклю-
чает затраты па измельчение материала и
ькеэгешивание пульпы. Растворение мине-
талсз при перколяции протекает очень
жлдеано (до нескольких суток и даже меся-
жя в чанах и годы в кучах н под землей *).
3fc- метод применим лишь в том случае,
ж®лл раствор легко проходит через всю
тыку выщелачиваемого материала. Исход-
«аа материал должен быть пористым, с ми*
* Ььсделачивание с механическим нсремеши-
пульпы продуктов обогащения золото-
таакглкщях руд ускоряет растворение золота
4—15 раз.
кроскопическими каналами и трещинами, спо-
собствующими Проникновению растворителя
к рудным минералам. Высокое извлечение
металлов в раствор достигается в том случае,
иогда в результате выщелачивания материал
растрескивается и рассыпается.
Перколяции можно подвергать как круп-
ные куски размером от десятков до сотен
миллиметров (выщелачивание в кучах), так
и более мелкие — до 3 мм (выщелачивание
в чаиах). Из исходного материала перед
выщелачиванием в чанах шламы должны
быть удалены, так как они затрудняют про-
сачивание раствора.
Скорость просачивания — основная харак-
теристика материала, поступающего на пер-
коляционное выщелачивание. При выщела-
чивании в чанах она определяется пониже-
нием уровня раствора над материалом в опре-
деленный промежуток времени. Удовлетво-
рительной скоростью просачивания раствора
прн выщелачивании мелкого материала счи-
тается 3 см/ч и более.
Выщелачивание может быть периодическим
с дренированием раствора или же непрерыв-
ным, когда растворы различной концентра-
ции в течение цикла выщелачивания проходят
последовательно через серию чанов с исход-
ным материалом.
Типичный пример перколяционного выще-
лачивания крупнозернистого и кускового
материала в чанах — сернокислотное выще-
лачивание окисленных медных руд и циани-
рование золотосодержащих руд. Выщела-
чивание производится чаще всего в железо-
бетонных резервуарах прямоугольной фор-
мы, футерованных внутри асфальтом или
смолой (реже листами свинца). Вместимость
их составляет 5000—10 000 т руды. При
меньших объемах применяют также дере-
вянные или железные чаны. Для фильтрации
растворов используют ложные днища (де-
ревянные решетки или доски с просверлен-
ными отверстиями). Сверху иногда дополни-
тельно укладывают фильтрующий материал.
Перколяционное выщелачивание в соче-
тании с сорбционным или экстракционным
извлечением соединений металлов приобрело
большое промышленное значение в связи
с переработкой отвалов, вскрышных пород
и с развитием геотехнологии полезных иско-
паемых (подземное выщелачивание). За пос-
ледние десятилетия достигнуты крупные успе-
хи в разработке и внедрении подземного
выщелачивания в урановой и медной промыш-
ленности. Медь непосредственно извлекается
из недр при ее содержании менее 0,4%,
а в некоторых случаях менее 0,1 % , а уран —
менее 0,01 % [25, 76 ].
Обычная схема подземного выщелачивания
состоит из перколяционного выщелачивания,
сорбции или экстракции соединений металла
из полученного продуктивного раствора,
переработки элюата или реэкстракта иа
конечные продукты обычными гидрометал-
лургическими или электрохимическими ме-
тодами.
В качестве растворителя рудных минера-
лов большей частью применяют серную
2 З^каз 34
129
кислоту как наиболее дешевый и наиболее
распространенный активный растворитель.
В зависимости от вещественного состава по-
лезных ископаемых в качестве растворителей
также могут быть эффективными другие
минеральные кислоты, карбонаты щелочных
металлов, в присутствии различных окисли-
телей и некоторых видов бактерий.
Основные преимущества подземного выще-
лачивания:
значительное расширение сырьевой базы
вследствие вовлечения в эксплуатацию бед-
ных и забалансовых руд, а также руд, ха-
рактеризующихся сложными условиями за-
легания;
снижение в 2—4 раза капитальных затрат
на строительство горнорудных предприятий
и численности работающих;
значительное улучшение условий труда;
уменьшение отрицательного воздействия
предприятия на окружающую среду.
Избирательное растворение определенных
минералов в недрах и транспортирование
под землей получаемых растворов сопряжены
с рядом трудностей. Поэтому подземное вы-
щелачивание (ПВ) применимо лишь для
руд определенной структуры и текстуры.
§ 4. Отделение и очистка растворов
В гидрометаллургии продукты обезвоживают
сгущением или фильтрованием (см. раздел II,
гл. 3 и 4). Пульпа сгущается в прудах,
чанах, гребковых сгустителях, сгустителях-
фильтрах. Наибольшим распространением
пользуются одноярусные гребковые сгу-
стители. Предел сгущения пульпы зависит
от крупности и плотности обезвоживаемого
продукта. Обычно в сгущенном продукте
содержится до 50—60 % влаги.
Для фильтрования пульпы применяют аппа-
раты, работающие под вакуумом (дисковые,
барабанные, ленточные, нутч-фильтры), под
давлением (рамные, камерные, листовые,
ленточные, фильтр-прессы) и центрифуги.
После фильтрования содержание влаги
в осадке колеблется от 15 до 40 % (в зависи-
мости от физических свойств получаемых
осадков).
Дисковые, ленточные, барабанные фильтры
и центрифуги применяют для фильтрования
больших объемов пульпы с высоким содер-
жанием твердого, фильтр-прессы — преиму-
щественно для фильтрования пульп, содер-
жащих сравнительно небольшие количества
труднофильтруемых осадков, для полного
осветления растворов перед осаждением ко-
нечных продуктов (контрольное фильтрова-
ние). Осадки фильтр-прессов, как правило
содержат меньше влаги, чем осадки вакуум-
фильтров. Центрифуги наиболее эффективны
при фильтровании труднофильтруемых осад-
ков и для получения конечных продуктов
с минимальным содержанием влаги.
Осадки, получаемые при гидрометаллур-
гической переработке сырья, большей частью
представляют собой плохо фильтрующийся
материал. Например, суточная производи-
ло
тельность вакуум-фильтров при фильтрова-
нии нерастворимых остатков от содового
щелачивания вольфрамо-молибденовых про-
дуктов составляет 1—5 т/м3. В отфильтрован-
ных осадках остается значительное количе-
ство металлосодержащих растворов, поэтомт
осадки дополнительно промывают противо-
точной декантацией и отфильтровывают по-
вторно.
Отфильтрованные или осветленные рас-
творы очищаются от примесей для полученгд
из них высококачественных продуктов. Пга
электролитическом осаждении металлов
растворов предварительно удаляют все под-
меси, резко снижающие выход по току г
увеличивающие сопротивление электрод:'та
или исключающие практическое использова-
ние электролиза. Очистка растворов от не-
которых растворенных вредных примесей
(соединений фосфора, мышьяка, серы, фтоса.
кремнезема и др.) является сложной, так как
содержание их в товаркой продукции оче=ь
жестко нормируется (до сотых долей прс-
цента). Необходимая, практически полная,
очистка растворов от вышеуказанных при-
месей большей частью достигается селек-
тивным осаждением вредных примесей в ре-
зультате образования из них труднораствс-
римых соединений при добавки к раствсгу
определенных реагентов или соответствук-
щего изменения pH среды. Применяетсх
также отделение от примесей полезного ком-
понента кристаллизацией его соединения
при изменении температуры или pH раствора.
Все большее значение в настоящее время для
очистки от примесей и концентрирования
ценных компонентов приобретают сорбция
на ионнообменных смолах и экстракция.
§ 5. Разделение и осаждение
металлов, получение конечных
продуктов
Наиболее распространенные методы разделе-
ния и выделения металлов и их соединений
из растворов — осаждение (электролиз, це-
ментация, перевод в нерастворимые соедине-
ния, кристаллизация), сорбция, экстракция.
Выбор наиболее рационального метода дол-
жен производиться в каждом отдельном слу-
чае с учетом ряда факторов, из которых
первостепенное значение имеют состав по-
ступающего на осаждение раствора и тре-
бования, предъявляемые к чистоте конечной
продукции. Например, в медной промышлен-
ности применяют электролиз для переработка
богатых растворов и цементацию меди — для
осаждения меди при концентрации менее
15 г/л [20, 76].
Осаждение металлов производят
электролизом, цементацией, восстановлением
соединений до металла водородом, разложе-
нием комплексных солей.
Электролиз используют для извлечения
металлов из очищенных растворов после
выщелачивания (электроосажденне) и для
получения чистых металлов из черновых про
дуктов (электрорафинирование). Этот метод
получил широкое применение в гидроме-
таллургии меди, цинка, кадмия и мар-
ганца.
При цементации вытеснение ионов одного
металла из растворов его солей производят
вонами другого металла, расположенного
выше в ряду напряжений (более электроотри-
цательного). Медь цементируют железной
ели чугунной стружкой, железным скрапом,
губчатым железом, обезоловяненными кон-
сервными банками; золото — цинковой струж-
кой , цинковой и алюминиевой пылью; кад-
мий — цинковой пылью, никель — кобаль-
товым порошком. Цементацию металлов про-
изводят в различных аппаратах периодиче-
ского или непрерывного действия (конусах,
барабанах, желобах, чанах, ваннах, аппара-
тах кипящего слоя).
Кроме того, никель, кобальт и медь осаж-
дают из аммиачных растворов восстановле-
нием их до металла водородом под давлением
5.5—5 МПа.
Осаждение меди или никеля из аммиачных
гастворов производят также разложением
образовавшихся при выщелачивании комп-
лексных углеаммониевых солей этих метал-
доз. Медь осаждается в виде черной окиси
«еди, а никель — в виде карбоната. В ре-
зультате дистилляции получают газообразный
аммиак и углекислоту, которые улавливают
г вновь используют в процессе.
Часто металлы осаждаются в виде нерас-
"ээримых соединений: гидроокисей, сульфи-
зтз. ксаптогенатов, карбонатов, вольфрама-
тоз. молибдатов и др. При оптимальном pH
треды можно практически полностью отде-
лить молибден от вольфрама в виде сульфида
аз растворов, содержащих вольфрамат натрия
г тносоединения молибдена. Большое рас-
“устранение в гидрометаллургических про-
i-^есах получил гидролиз, при котором воз-
wx-kho селективное осаждение некоторых
металлов в виде гидроокисей или основных
сел ей.
При кристаллизации значительная часть
завлекаемого металла осаждается в резуль-
~зте упарки и охлаждения раствора иди из-
вещения pH среды. Таким образом выделяют
«з раствора сульфат натрия при хлорирующем
обжиге пиритных огарков и сульфат марган-
Дз — при сернокислотном выщелачивании
ганцевых руд. В вольфрамовой и молибде-
зеззй промышленности кристаллизацию прИ'
жещ.чют для получения чистых вольфрамата
1 молибдата аммония, содержание вредных
дггмесей в которых не должно превышать
=ч н ы х долей п ро цента.
В некоторых случаях, особенно при полу-
«sza соединений редких металлов, требуется,
'тобы суммарное содержание всех примесей
эе превышало 0,05—0,1 %. Поэтому лолу-
’е?пые соединения перечищают (растворяют
ч? разлагают их, затем повторно осаждают,
«асто завершающей стадией осаждения яв-
хеетгя электролиз, кристаллизация или вос-
гггязвление до металла водородом).
Сорбционные и э к с т р а к ц и о н-
Jac методы извлечения металлов из
растворов для значительного повышения кон-
центрации их и очистки от вредных приме-
сей получили широкое распространение в тех-
нологии урановых, золотосодержащих, воль-
фрамовых, молибденовых, медных и редко-
метальных руд [20, 46, 92].
В качестве сорбентов применяют иониты—
вещества, способные к обмену ионами с окру-
жающим раствором и практически не раство-
римые в применяемых в гидрометаллургии
растворителях. В зависимости от характера
обмениваемых ионов эти вещества делят на
катиониты и аниониты.
Наибольшее распространение получила
сорбция осветленных растворов в колонках
с неподвижным слоем ионита. Однако в ура-
новой и золотодобывающей промышленности
успешно внедрена сорбция металла ионитами
из жидкой фазы пульпы — бссфильтрацион-
ная сорбция. Возможность применения та-
кого способа определяется значительной раз-
ницей в крупности ионита и выщелачиваемого
материала, что позволяет отделить иопит
пропусканием пульпы через сито с отвер-
стиями соответствующего размера. При осу-
ществлении такого варианта ионообменного
процесса значительно упрощается и делается
более экономичной технологическая схема
вследствие исключения операций предвари-
тельного фильтрования пульпы. Весьма эф-
фективно совмещение ионпообменной сорб-
ции с выщелачиванием из руды полезных
компонентов (ионообменное выщелачивание),
позволяющее значительно повысить технико-
экономические показатели гидрометаллурги-
ческого процесса.
Для последующей десорбции металлов из
ионитов (элюирование) применяют растворы
различных реагентов — нитрата аммония или
натрия, хлористого натрия, аммиака, едкого
натра, углекислого натрия, минеральных кис-
лот и др.
Во многих случаях сорбция металлов ха-
рактеризуется высокими технологическими
показателями. Так, емкость анионита по
урану составляет 30—50 кг/м3 смолы в на-
бухшем состоянии, извлечение металла из
раствора достигает 98—99,8 %. На 1 ма
загруженной смолы сорбируется 12—23 кг
урана в сутки. Еще более высокая емкость
получена по вольфраму и молибдену — до
160 кг/м3 анионита.
Продолжительность использования ионо-
обменных сорбентов во многих случаях опре-
деляется постепенным снижением их емкости
вследствие частичного «отравления» ионитов,
образования инертных пленок и разрушения
обменных групп. Кроме того, неизбежны
механические потери ионитов. Например,
после двух лет работы опытной установки,
на которой уран извлекался непосредственно
из пульпы, общие потери ионита вследствие
истирания составили 23 %, а емкость умень-
шилась на 10%. Скорость поглощения и
элюирования осталась прежней.
В качестве сорбента применяют также
активированный уголь, главным образом
для сорбции золота и серебра из цианистых
растворов.
131
Очистка растворов от мышьяка и сурьмы,
коллоидальной серы и некоторых других
вредных примесей осуществляется сорбцией
их гидратом окиси железа.
Все большее значение в гидрометаллургии
приобретают экстракционные процессы, при
которых водный раствор солей металлов
вступает в контакт с несмешивающейся с во-
дой органической жидкостью, извлекающей
определенные металлы из исходного раствора
В виде комплексных соединений. Эффектив-
ность экстракционного процесса количест-
венно характеризуется коэффициентом рас-
пределения извлекаемого металла
а = Y/X,
где Y — концентрация металла в органиче-
ской фазе; X — то же, в водной фазе.
Практически процесс экстракции может
быть реализован при коэффициенте распре-
деления металла не менее 0,3—0,5. Высокое
извлечение или практически полное разделе-
ние металлов достигается при условии про-
тивоточного осуществления процесса, когда
операция экстракции повторяется много-
кратно.
В ряде случаев при экстракции достигается
высокая селекция металлов из растворов,
позволяющая осуществить разделение весьма
близких по химическим свойствам элементов.
В качестве экстрагентов используют амины,
кетоны, карбоновые кислоты, спирты, эфиры,
фосфорсодержащие соединения. В качестве
растворителей экстрагентов (разбавителей)
применяют углеводороды и их хлорпроиз-
водные.
После отделения органической фазы от
водной производится реэкстракция металла
обработкой органической фазы щелочным или
кислым раствором, а иногда только водой.
В реэкстракте можно получить концентра-
цию извлекаемых элементов во много раз
выше, чем в исходном растворе.
Экстракцию широко применяют в урановой
промышленности. В настоящее время значи-
тельные успехи по экстракции достигнуты
также в технологии извлечения и очистки
многих редких и некоторых цветных метал-
лов — меди, никеля, кобальта, тантала, нио-
бия, вольфрама, молибдена, рения, индия,
германия, гафния и др.
В промышленности для экстракции при-
меняют смесители, отстойники, колонны
с насадкой, тарельчатые колонны с пульса-
цией, центробежные экстракторы и т. д.
§ 6. Регенерация реагентов
Стоимость потребляемых реагентов в гидро-
металлургическом переделе составляет не
менее 10—20 % стоимости конечной продук-
ции, а иногда достигает 30—40 %. Снижение
расхода реагентов путем их регенерации —
одно из наиболее важных направлений в
уменьшении затрат на химическое обогаще-
ние полезных ископаемых [92].
Применяют следующие методы регенера-
ции реагентов:
132
поглощение отработанным раствором га-
зов, выделившихся во время выщелачивания
и представляющих собой составные части ис-
ходного растворителя. Так регенерируются
многие соли и кислоты, например аммоний-
ные соли, сернистая и азотная кислоты;
дистилляция летучих растворителей: ле-
тучих кислот (вытеснение их нелетучими хи-
мическими соединениями), низкокипящих
органических жидкостей (могут быть полу-
чены из растворов простым испарением —
рекуперацией);
осаждение из раствора после выщелачива-
ния растворившихся в нем веществ, например
регенерация гидроксида натрия из раствора
силикатов и алюмосиликатов натрия путем
осаждения известью силикатов и алюмоси-
ликатов калия, регенерация из растворов
сернистого натрия путем осаждения сернс-
и ссрнистокислых солей сернистым ба-
рием;
выделение неиспользованных при выщела-
чивании веществ экстракционными, ионно-
обменными, электрохимическими и другими
специальными методами (электродиализ соды,
кислот, регенерация сульфата окиси железа
при бактериальном выщелачивании).
В настоящее время применяют в промыш-
ленности или подготовлены к внедрению;
дистилляция аммиака, карбоната аммония,
окислов азота и серного ангидрида; кристал-
лизация или электродиализ соды; электро-
диализ серной кислоты или сульфатов:
регенерация известью щелочей; повторное
использование органических растворителей
после реэкстракции извлеченных элементов
и др. Осуществление регенерации позволяет
сократить расходы реагентов иа 30—70 % .
Возможно многократно использовать рас-
творители в цикле выщелачивания после их
регенерации. Во многих случаях дополни-
тельные затраты на строительство и эксплу-
атацию регенерационных установок значи-
тельно ниже затрат на реагенты при отсут-
ствии цикла регенерации. Например, себе-
стоимость рекуперированных летучих орга-
нических растворителей составляет 30—
100 руб. при отпускной цене их от 70 де
500 руб. за 1 т, т. е. ниже отпускной цены
в 2—5 раз. Капитальные затраты на соору-
жение регенерационных установок окупаются
обычно в течение 2—5 лет ]92]. Регенерация
соды из автоклавных щелоков при перера-
ботке низкосортных вольфрамовых концен-
тратов может дать экономический эффект до
250 тыс. руб. в год в зависимости от остаточ-
ной концентрации соды и масштабов произ-
водства.
Регенерация позволяет резко снизить абсо-
лютную потребность в реагентах, в том числе
дефицитных и труднотранспортируемых.
Для отдаленных предприятий и многотоннаж-
ных производств этот фактор может быть опре-
деляющим в рентабельности регенерации,
так как имеется много примеров, когда до-
ставка реагентов обходится дороже их стои-
мости, а обеспечение многотоннажных пре-
дприятий большим количеством реагентов
является сложной проблемой.
§ 7. Донэвлечение металлов
из отработанных растворов
Целесообразность применения химического
передела в большой мере зависит от степени
извлечения металлов в конечные продукты.
Существенным источником повышения из-
влечения металлов является доизвлечение
их из отработанных растворов, концентра-
ция извлекаемых элементов в которых часто
достигает 0,3—I г/л.
Наиболее распространенный способ ути-
лизации отработанных, сравнительно бога-
тых растворов — возврат их в стадию про-
цесса (оставшиеся в них реагенты учиты-
ваются при подготовке исходных растворов
для выщелачивания). Таким образом, в зна-
чительной степени решается весьма важная
задача использования образующихся сточ-
ных вод. Другой способ — осаждение из-
влекаемого металла дешевым реагентом
з виде низкосортного продукта и направле-
ние на переработку. В вольфрамовой, молиб-
деновой и урановой промышленности, на-
дример, широко практикуется осаждение
металлов из отработанных растворов из-
зестью [20, 76, 92].
В некоторых случаях оказывается более
эффективным применение ионитов, так как
позволяет получить высокое извлечение
металлов (97—99 %) даже из очень бедных
растворов, концентрация металлов в элюате
три этом повышается в 50—100 раз по сравне-
нию с исходным раствором. Так, в гидроме-
таллургии молибдена и вольфрама приме-
няется извлечение этих металлов из бедных
сгстворов ионитами. Из отработанных рас-
творов гидрометаллургических цехов, со-
держащих 0,5—1,5 г/л молибдена, металл
улавливается на анионите АН-1. Емкость
анионита по молибдену составляет 20—23 %,
.Молибден - элюируется раствором аммиака,
дитрата аммония или натрия в слабокислой
среде, при этом концентрация металла в элюа-
может быть повышена в 100 раз по отно-
~£-=ию к исходной. Элюат присоединяют
I основному технологическому раствору, из
I-. торого осаждается молибдат кальция,
^тактически 1 т анионита достаточно для
□случения более 100 т молибдена в виде кон-
центрированного раствора.
В том случае, когда растворы содержат
«злибден и рений, после поглощения молиб-
дена анионитом из раствора извлекают рений
ьхтивироваипым углем марки КАД, который
гжеет емкость по перренату натрия 1—2%.
Рений элюируют горячим 1 %-ным раство-
7<м соды. Раствор упаривают и осаждают
гз него перренат калия. Уголь регенерируют
:—1 раза, затем сжигают, так как он теряет
э:ю активность. Из полученной золы до-
полнительно извлекают рений.
Для доизвлечення металлов из отработан-
ных растворов также перспективна ионная
адотация [20, 92]. Подлежащие извлечению
«сны (или предварительно осажденные соеди-
вения), вступая во взаимодействие с поверх-
ностно-активными веществами (собирателями),
образуют труднорастворимые гидрофобные
соединения, которые при флотации перехо-
дят в пенный продукт. Метод ионной флотации
позволяет получить высокое извлечение по-
лезных компонентов из разбавленных рас-
творов (концентрация металлов 5—10 мг/л),
поэтому он может быть использован для
очистки сточных вод гидрометаллургических
цехов и обогатительных фабрик.
Глава 2
Применение химических
процессов в комбинированных
схемах обогащения
§ 1. Предварительная обработка
обогащаемого минерального сырья
Предварительный магнети-
зирующий обжиг комплексных
труднообогатимых бурожелезняковых, ли-
монитовых и гидрогетитовых руд для пе-
ревода немагнитных окислов железа в маг-
нетит [46] является важным направлением
в технологии обогащения железных руд (см.
раздел I, гл. 4).
В зависимости от вещественного состава
железных руд магнетизирующий обжиг руды
производится при температуре 873—1373 К
с использованием газообразного или твер-
дого восстановителя. Затем тонкоизмельчен-
ный обожженный материал подвергается
мокрой или сухой магнитной сепарации
[33, 92].
Этот способ в промышленном масштабе
впервые был успешно применен в Кривом
Роге на ЦГОКе для подготовки железистых
окисленных кварцитов, а затем на Креми-
ковском комбинате (НРБ) при обогащении
лимонитовых руд.
Разработанный комбинированный процесс
обогащения «упорных» железных руд позво-
ляет получать концентраты с содержанием
железа 50—65 % при извлечении его до 80 % .
Таких технологических показателей не
удается достигнуть никакими другими спо-
собами переработки этих руд, что позволяет
считать этот процесс весьма перспективным.
Сегрегационный процесс,
разработанный для окисленных медных
руд, окисленных и сульфидных никелевых
руд и низкосортных продуктов их обогаще-
ния, находится на стадии полупромышлен-
ных и опытно-промышленных испытаний.
В применении к медным рудам он частоназы-
вается процессом Тор ко [33, 46].
Сущность его заключается в предваритель-
ном обжиге исходного материала при 873—
1273 К в присутствии хлоридов и твердого
восстановителя. При этом тонкодисперсные
включения медных и никелевых минералов
восстанавливаются до металла и укрупняются,
133
что позволяет в дальнейшем эффективно при-
менить для извлечения образовавшихся ча-
стиц металлов или их сплавов флотацию или
магнитное обогащение.
В СССР такой комбинированный процесс
обогащения силикатной никелевой руды ис-
следовался на двух пробах, содержащих 0,7
и 0,9 % никеля. В качестве хлораторов
при обжиге руды использовались поварен-
ная сачь, хлорид кальция и хлорводород,
в качестве восстановителей — уголь и кокс.
Огарок, полученный в результате обжига,
обогащался флотацией. При этом в 30 %-иый
никелевый концентрат было извлечено около
80 % металла. Полученные результаты под-
тверждены при переработке руды на непре-
рывной укрупненной лабораторной уста-
новке. Такой способ^обработки некоторых
разновидностей труднообогатимых руд пока-
зал возможность повышения извлечения меди
в 2—3 раза.
Разработанный в институте Механобр окис-
лительно-сегрегационный процесс подго-
товки к обогащению труднодоводимых суль-
фидных продуктов был применен для пере-
работки пирротиновых, магнетитовых кон-
центратов и промпроДуктов, полученных из
сульфидных медно-никелевых руд, содержа-
ние металлов в которых изменялось в сле-
дующих пределах (%): Ni 0,4—2,4; Си 0,2—2;
S 6—30; Fe 16—55. Изучение вещественного
состава огарка показало, что большая часть
цветных и благородных металлов содержится
в нем в виде зерен полиметаллического сплава
крупностью 0,02—0,04 мм. В результате
флотации огарка, например, из магнетито-
вого концентрата до 90 % никеля извлека-
лось в 19 %-ный концентрат, в который при-
мерно в такой же степени извлекались бла-
городные металлы. При перечистке этого
концентрата содержание никеля в нем повы-
шалось до 36 %; извлечение металла от опе-
рации составляло 93 %. Испытания окисли-
тельно-сегрегационного процесса на непре-
рывной установке производительностью
5—10 кг/ч подтвердили результаты лабора-
торных исследований, а технико-экономиче-
ские расчеты показали рентабельность про-
цесса.
Предварительная обработка
флотационной пульпы серни-
стым газом применена для сульфидных
медно-никелевых руд. В этих рудах значи-
тельная часть цветных и благородных метал-
лов связана с пирротином, потери которого
при обогащении достигают 40—50 %. Основ-
ной причиной низкого извлечения пирро-
тина является образование на его зернах
«экранирующей» пленки гидроокислов же-
леза в процессе добычи и обогащения руды.
Проведенные промышленные испытания по-
казали, что при флотации руды с предвари-
тельной активацией ее SOj повысилась эффек-
тивность флотации пирротина, а также из-
влечение металлов; Ni на 2,6 %, Си иа 4,1 %,
на 2,4 %. Относительное содержание шла-
кообразующих (MgO, СаО, SiO2, А1гО3) в кон-
центрате снизилось на 17 % (относительных)
(33].
§ 2. Химическая доводка
богатых концентратов
Вольфрамовые концентраты
нормируются по содержанию фосфора,
мышьяка, олова и меди. В концентратах не-
которых марок ограничивается также содер-
жание молибдена, серы, марганца. Для уда-
ления этих примесей некондиционные кон-
центраты подвергают химической доводке.
Например, при кислотной обработке шеелито-
молибденовых концентратов Тырныаузской
фабрики удаляют апатит, кальцит и повеллит,
при этом в раствор переходит от 0,5 до 2 %
вольфрама [2]. Примеси выщелачивают
3—6 % -ным раствором НС1 в две стадии прн
соотношении Т : Ж в пульпе 1 : 3 и 1:2.
Продолжительность первой обработки кон-
центрата кислотой 30 мин, второй — 60 мин.
Выщелоченный концентрат промывают
4 раза водой репульпацией при Т :Ж =
= 1 : 2,5 и t = 353-^363 К с последующим
отстаиванием и декантацией осветленного
раствора. После промывки концентрат филь-
труют и сушат. Изменение состава концен-
трата в результате доводки приведено
в табл. Ill,1, После объединения декаитата и
промывных вод кислый раствор содержит
(г/л): WO3 5—24; Мо 4—14; СаС13 30—40;
Р 1—3 [37 , 46 , 92],
Значительная часть вольфрама в растворе
находится в виде тонкой взвеси вольфрамовой
кислоты или шеелита. На переход вольфрама
в раствор большое влияние оказывает конеч-
ная кислотность раствора, что особенно за-
метно при повышении концентрации НС1 с 40
до 75 г/л.
Для извлечения из кислых растворов
вольфрама и молибдена пульпу нейтрали-
Таблица 111.1
Изменение состава шеелито-молибденового
концентрата при химической доводке
Компо- нент Содержание компонента, %
до выщелачива- ния после выще- лачивания
wo3 40—50 60—67
Мо 4,5—5,8 3—4
р 0,2—1 0,01—0,04
Лз 0,01—0,05 0,01—0,05
Си Не опреде- 0,01—0,04
лялось
Sn То же 0,05
МпО » 0,01—0,03
s я 0,02— 0,03
SiO2 2—7 0,8—2,5 *
СаСО? 10—22 Не определи-
лось
CaF2 8—20 То же
Примечание. Снижение содержания
SiO2 в концентрате происходит вследствие час-
тичного разложения силикатов соляной кисло-
той, образования взвеси кремниевой кислоты и
удаления ее при декантации кислых растворов.
134
зуют известковым молоком, при этом осаж-
дается до 98—99 % металла. Получаемые
известковые осадки имеют следующий состав
(%): Мо 10—18; W03 12—28; SiOs 5—8;
Р 2—3; СаС1а 1—2; As 0,04—0,08.
Известковые осадки выщелачивают содо-
вым раствором в две стадии: при темпера-
туре 363 и 448—473 К. При выщелачивании
в таких условиях возможно отделить воль-
фрам от большей части фосфора, который
остается в нерастворимом остатке. Извлече-
ние вольфрама и молибдена из известкового
осадка в 60%-ный искусственный шеелит
и 50 % -ный гидрометаллургический молиб-
деновый концентрат составляет около 90 %.
Так как при обогащении шеелито-молибде-
новых руд в шеелитовый концентрат перехо-
дит большая часть окисленного молибдена,
внедрение химической доводки концентратов
и переработки кислых растворов позволило
решить очень сложную задачу извлечения
окисленного молибдена в товарную молибде-
новую продукцию и дало повышение извле-
чения молибдена из руд на 10—12 %.
Известковые осадки можно перерабаты-
вать совместно с низкосортным шеелито-мо-
лнбдековьгм концентратом иа гидрометаллур-
гическом заводе с получением вольфрамо-
вого ангидрида и гидрометаллургического
молибденового концентрата.
Обесфосфоривание вольфрамовых концен-
тратов аналогичным способом, но без извле-
чения вольфрама и молибдена из кислых рас-
творов производится на некоторых зарубеж-
ных обогатительных фабриках: Лонг-Айленд,
Ми л л-Сити, Гетчел (США), Салмо (Канада),
Кинг-Айленд (Австралия), Набепип (ЮАР),
Икеи ко (Швеция).
Марганцевые концентраты
часто получаются с повышенным содержа-
нием фосфора. Вследствие тесной взаимо-
связи фосфора с марганцевыми минералами
содержание его в концентрате достигает
0.4—0,5 %. По действующим в СССР техни-
ческим условиям оно не должно превышать
0.2 % при содержании марганца не менее
47 %. Отношение Р : Мп в кондиционных по
фосфору марганцевых концентратах должно
быть не более 0,0035—0,004 |42 J.
Гаусманитовый процесс предложен для
доводки карбонатных марганцевых концен-
Таблица Ш.2
тратов и заключается в окислительном об-
жиге концентрата при температуре 1223—
1273 К для перевода карбоната марганца
в труднорастворимый в азотнокислом рас-
творе окисел марганца — гаусманит (Мп3О4).
Обожженный продукт обрабатывается 7—
10 %-ным раствором НГЮ3, в результате чего
содержание фосфора в нем снижается до 0,1—
0,06 % и значительно повышается содержание
марганца вследствие растворения большей
части соединений кальция и магния
(табл. II 1,2).
При использовании конечных продуктов
в производстве ферромарганца гаусманито-
вый процесс применим для концентратов или
богатых руд с содержанием марганца не ме-
нее 28 %. При производстве силикомарганца
этот способ доводки позволяет использовать
более бедное марганцевое сырье.
Содовый процесс заключается в спекании
некондиционного марганцевого концентрата
с кальцинированной содой при температуре
1123—1193 К и соотношении в шихте
Na2O ; SiO2 = 1,5. Фосфор из фосфатов каль-
ция, частично кварц и кремнекислота из си-
ликатов переходят в водорастворимые на-
триевые соединения и удаляются при после-
дующем выщелачивании измельченного спека.
Попутно получается высококачественный
кремнезем («белая сажа»), который может
быть использован в резиновой промышлен-
ности (табл. I1I.3).
Серные флотационные кон-
центраты доводят в СССР по схеме,
приведенной на рис. 111.1. В зависимости от
состава руд и крупности включений само-
родной серы извлечение ее во флотапиопный
концентрат колеблется от 75 до 90 %, а со-
держание в нем серы — от 70 до 85 %. Даль-
нейшее повышение содержания серы дости-
гается при доводке флотационного концен-
трата посредством пароводяной выплавки
из него комовой серы в автоклавах. Содер-
жание серы при этом достигает 97,5—
99,5% [46].
Концентрат (крупность 50 % класса —
0,074 мм) поступает в автоклавы в виде пуль-
пы при Т : Ж = 1 : 1 или 1 ; 2. Пульпа
нагревается острым паром до 408—418 К, что
соответствует давлению пара в автоклаве
0,25—0,3 МПа. Расплавленная сера опу-
Технологические показатели полупромышленных испытании доводки марганцевых
концентратов гаусманитовым процессом
Концентрат Содержание в концентрате % Извлечение Мп. % 1— Степень уда - ления Р. % 1 Потери Мп, %
в исходном конечном при об- жиге при вы* щелачи- вании
Мп р Мп р
Гравитационный из карбо- -зтных руд Покровского "ОКа 27,5 0,36 50,8 0,07 96,4 89,5 1,6 2,0
Флотационный Грушевской дабрики 36,1 0,34 42,2 0,12 92,9 71,9 5,3 1,8
135
Таблица Ш.З
Технологические показатели полупромышленных испытаний доводки окисленных марганцевых
концентратов Грушевской фабрики содовым процессом
Показатель Концентрат 1 сорта Концентрат II сорта
исходи ый конечный исходи ый конечный
Содержание, %: Мп 41,8 40,8 36,3 38,9
Р 0,22 0,04 0,23 0,02
SiOa 16,2 10,7 20,2 12,4
Отношение Р : Мп 0,053 0,00103 0,0063 0,00052
Степень удаления Р — 80,6 — 91,8
Примечание. При обжиге обесфосфоренных концентратов при температуре 1273 К в ре*
зультате глубокой дегидратации содержание Мп повышается до 48 — 52 %,
скается в виде сплошной массы в нижнюю
часть автоклава, а иа поверхность всплывает
пустая порода. Через специальный клапан
выпускается сначала сера, а затем пустая
порода (хвосты автоклавной плавки). Общая
продолжительность цикла плавки зависит от
температуры пара, вместимости и конструк-
ции автоклава, вещественного состава фло-
тационного концентрата и обычно составляет
2—3 ч.
Рис. III. 1. Схема автоклавной доводки серного
флотационного концентрата:
/ — распределитель пульпы; 2 — сгуститель
флотационного концентрата; 3, 12 — коробки
для отбора проб; 4, 13 — зумпфы сгущенного
концентрата; 5, 9, 14, 22 — центробежные на.
сосы; 6 — коллектор; 7 — автоклав; 8 — ме-
шалка для хвостов плавок; 10 — пульподелитель-
ная коробка; 11 — сгуститель хвостов плавок;
15 — скруббер; 16 — обогреваемый лоток; 17 —
Щелевой расходомер; 18 — отстойник жидкой
серы; 19 — дозатор растворов соды и триполи-
фосфата натрия; 20 — дозатор керосина; 21 —
буферная емкость для реагентов
Оптимальный режим автоклавного про-
цесса зависит от ряда факторов; состава и
крупности частиц пустой породы, кристалли-
ческой структуры самородной серы, приме-
няемых флотационных реагентов. Наруше-
ние выплавки серы из концентрата может
быть вызвано наличием в нем значительного
количества гипса, каолинита (5—10%), озо-
керита или битума (свыше 2 %), переизмель-
чением концентрата, низким содержанием
серы в нем (обычно оно должно быть не менее
70—75 %, а иногда не менее 85 %).
Введением в пульпу «защитных веществ»
(силикат натрия, сода, керосин, три полифос-
фат натрия и др.) достигают значительного
улучшения каолесценции расплавленной
серы вследствие соответствующего изменения
поверхностных свойств частиц концентрата.
Применение реагентов при плавке усиливает
гидрофобность капелек расплавленной серы
и гидрофильность пустой породы и обеспечи-
вает получение высоких технологических
показателей автоклавного процесса доводке
136
серных флотационных концентратов из руд
различных месторождений. В наиболее бла-
гоприятных условиях плавки извлечение
серы из концентратов в комовую серу дости-
гает 80—90 %, зольность ее — ниже 0,5 %.
В зависимости от вещественного состава руд
расход добавляемых в пульпу реагентов из-
меняется от 0,5 до 2,5 % массы концентрата.
Хвосты плавки с высоким содержанием
серы (до 20—30 %) обогащаются на класси-
фикаторе выделением песков и последующей
флотацией слива. В объединенном концен-
трате (пески и пенный продукт флотации)
содержание серы составляет 70—75 %. Из
такого материала можно выплавить конди-
ционную комовую серу. Дополнительное из-
влечение серы из хвостов плавки достигает
5—15% (в зависимости от извлечения серы
при плавке исходного флотационного кон-
центрата). Введение в технологическую схему
флотации серы из хвостов плавки значи-
тельно повышает и стабилизирует показатели
плавки.
Железные концентраты, со-
держащие ванадий, подвергают химической
доводке с целью извлечения из них ванадия
[92]. Предварительно их обжигают с кальци-
нированной содой, безводным сульфатом на-
Рис. III.2. Комбинированная схема переработки
железных руд
Таблица III.4
Показатели гидрометаллургического
извлечения ванадия из железных
концентратов
Параметры Температура обжига, К
1213 — 1233 1273 — 1293 1313— 1332
Содержание в исход- ном концентрате, %
железа 62,18 64,4 62,1
пятиокиси ванадия 0,60 0,6 0,57
кремнезема 4,06 2,27 3,09
окиси кальция 1,45 0,8 1,08
класса крупности — 0,074 мм Состав шихты, %: 77,6 90 94
концентрат 91 94,4 91
сульфат натрия — 2,8 4,5
сода кальциниро- ванная 4,5 2,8 4,5
сильвинит 4,5 * - —
Извлечение ванадия в раствор при выщела- чивании, % 77,8 73,2 74,6
Железная руда
л
Дродление
до -!0 мм
ч0-507о~ный раствор NaOH
Выщелачивание примесей
Мокрая магнитная сепарация
Магнитные
скислы
Фильтрование
Фильтрование
Регенерация щелочи
Оборотный
раствор
щелочи
Y
и у ш к а
Окускование
Фильтрование
Немагнитный
продукт
Осадок
соединений
кальция
Свежая щелочь
Упаривание
Железный
концентрат
137
Пирре тиновый концентрат (пульпа}
Кислород-----------»- j
Окислительное автоклавное выщелачивание
Пар
Сваривание
Сернистый, натр
Г
Классификация
Серосульфид-
ные гранулы
Бутиловый аэро-
флот, вспенива-
‘ тель 7-68
Т I
ii
Il
Охлаждение
Пульпа
л ’ -*----Железный порощок
Осаждение
Пульпа
Оборотная
вода
V I
СеросулЬфидная флотация-
п
1___________________
Сгущение
Классификация
"1
Серные
гранулы
t
Серосульфид-
ный кон цент- Хвосты
рат
Раствор
]-*--Керосин
у-*--вспениватель 7-86
Серная флотация
(Серныйксн- Сульфид-
центрат I ныехвосты
сгущение Сгущение и фильтрование
' Раствор . {
Известковое молоко —
Нейтрализация
t
выплавка серы
Головка и
\f хвосты
Сера,
t
Отстаивание
Товарная сера
у
никелевый.
МеЗно-
концентрат
Хвостохранилище
Рис. III.3. Принципиальная комбинированная
схема доводки никельсодержащих иирротнновых
концентратов
трмя или сильвинитом, а затем подвергают
перколяционному выщелачиванию для из-
влечения ванадия. Высокая скорость проса-
чивания растворов при выщелачивании кон-
центрата (48—100 см/ч) позволяет успешно
применять перколяцию (табл. Ш.4).
Разработанный способ обеспечивает высо-
кое извлечение ванадия и дает возможность
получать пятиокись ванадия повышенной
чистоты, он также позволяет перейти в по-
следующем металлургическом переделе же-
лезных концентратов с дуплекс-процесса на
монопроцесс.
В Испании разработан сернокислотный
способ извлечения фосфора из железных кон-
центратов.
В СССР применяется комбинированная
схема обогащения с целью извлечения цвет-
ных металлов из железных руд с применением
экстракции в гидрометаллургической пере-
работке полученных полиметаллических кон-
центратов.
Во Франции опробован в полупромышлен-
138
ном масштабе щелочной процесс для удаления
из богатых железных руд фосфора, серы,
силикатов и других примесей (рис. II 1.2).
Примеси выщелачиваются 40—50 %-ным
раствором едкого натра при 398—413 К. Про-
должительность выщелачивания — от 30 мин
до 3 ч, содержание твердого в пульпе — от 50
до 200 г/л. Твердая фаза отделяется от рас-
твора магнитной сепарацией (окислы железа
приобретают после щелочной обработки фер-
ромагнитные свойства). Промытый концен-
трат брикетируется. Содержащаяся в нем
известь и небольшие количества щелочи спо-
собствуют окускованию материала. В резуль-
тате гидрометаллургической доводки резко
уменьшается содержание вредных примесей—
фосфора и серы. Содержание железа в концен-
тратах при этом повышается на 10—12 %
вследствие удаления из них большей части
кремнезема, алюминия и углекислоты. Из-
влечение железа в концентрат достигает 93—
96%. Рассматриваемый способ наиболее
эффективен для обогащения богатых желез-
ных руд, загрязненных фосфатами и щелоче-
растворимыми силикатами.
Пирроти новые концент-
раты, получаемые из медно-никелевых
руд, состоят из большого количества железа
и серы при низком содержании в них никеля
и меди. Такой состав концентратов ослож-
няет последующую пирометаллургическую
переработку их. Схема доводки пирротино-
вых концентратов заключается в автоклавном
окислении пирротина до окислов железа и
элементарной серы, формировании и выделе-
нии серосульфидных гранул, осаждении
цветных металлов в пульпе железом и серой,
получении флотационного концентрата и от-
вальных железистых хвостов, дезинтеграции
сульфидов и серы, выплавке товарной комо-
вой серы и флотационном выделении обога-
щенного ценными металлами концентрата
[20, 33]. С отвальными хвостами выводится
практически вся пустая порода н 80—90 %
железа. Благодаря выделению серы в эле-
ментарную, а железа и породообразующих
компонентов в хвосты содержание цветных
а благородных металлов в конечном сульфид-
э.ом концентрате увеличивается в 3—5 раз,
что обеспечивает высокие технико-экономи-
ческие показатели его дальнейшей пироме-
таллургической переработки (рис. II 1.3).
При доводке пирротиновых концентратов
состава (%): Ni 2—3; Си 0,5—0,9; Fe 46—53;
S 25—33 получаются сульфидные концен-
траты, содержащие (%): Ni 8,5—10; Си 2,0—
3,8; Fe 31,2—36,4; связанной воды 8—20;
серы элементарной до 5. В сульфидном кон-
центрате на 1 т Ni приходится 3—5 т Fe про-
тив 16—22 т в исходном концентрате. В эле-
ментарную серу извлекается около 50 %
серы. Этот процесс внедрен на Надеждинском
металлургическом заводе. Возможно дальней-
шее совершенствование технологии: более
глубокое разложение сульфидов с переводом
никеля в раствор; интенсификация окисли-
тельного автоклавного выщелачивания за
счет повышения температуры процесса до
408—423 К; извлечение ценных металлов из
пульпы сорбцией; переработка элюата с по-
лучением товарного никеля или безжелези-
гтого никелевого полупродукта.
§ 3. Химическая переработка
низкосортных продуктов
обогащения
Вольфрамовые концентраты,
□случаемые при обогащении вольфрамовых
руд, большей частью не соответствуют требо-
ваниям по содержанию в них трехокиси воль-
фрама и вредных примесей. Получение кон-
диционных концентратов иногда возможно,
но связано с большими безвозвратными по-
терями вольфрама. В этих случаях оказы-
вается необходимой химическая переработка
низкосортного или чернового концентрата.
Известные способы разложения богатых
вольфрамовых концентратов (спекание с со-
дой, растворение в щелочи, кислотное разло-
жение) для таких продуктов неприемлемы
вследствие очень высокого расхода реаген-
тов, обусловленного интенсивным разложе-
нием нерудных минералов, содержащихся
в большом количестве в низкосортных кон-
центратах. Наибольшее применение для пере-
работки вольфрамового сырья в СССР и за
рубежом получил автоклавно-содовый про-
цесс [46, 92].
В настоящее время на гидрометаллургиче-
ских заводах СССР этот процесс применяется
для переработки не только промпродуктов,
но также некондиционных богатых вольфра-
мовых и низкосортных вольфрамо-молибде-
новых концентратов с получением высоко-
качественной продукции — вольфрамового
ангидрида, искусственного шеелита и гидро-
металлургического молибденового концен-
трата. Результаты автоклавно-содового выще-
лачивания вольфрамсодержащих продуктов,
полученных из руд различных месторождений,
приведены в табл. II 1.5. Расход соляной кис-
лоты определен из расчета нейтрализации
50 % исходного количества соды. Крупность
исходного продукта составляет 80—90 %
класса —0,074 мм.
Автоклавное выщелачивание вследствие
высокой селективности действия раствора
углекислого натрия на вольфрамовые мине-
ралы при температуре 473—523 К позволяет
отделить вольфрам от большинства примесей
(апатит, арсенопирит, силикаты, кварц и
и др.). Окисленный молибден, содержащийся
в исходном продукте, также практически
полностью переходит в- содовый раствор.
Товарный искусственный шеелит может
быть получен по простой схеме (рис. 111.4)
из промпродуктов, в которых содержание
трехокиси вольфрама составляет не менее
5—10 %, а пустая порода представлена кар-
бонатами или трудноразлагаемыми силика-
тами. Так как обычно этот продукт оказы-
вается более высокого качества, чем фабрич-
Таблица III,5
Технологические показатели автоклавно-содового выщелачивания низкосортных
вольфрамовых продуктов
Параметры Содержание WO3 в исходном продукте. %
1 — 3 5 — 20 более 20
Извлечение вольфрама в раствор, % Расход на 1 т WO3, т: соды технической соляной кислоты на нейтрализацию избыточной соды 85—95 2,5—7 3-9 95-98 1.7—2,5 2—3 97—99,5 Менее 1,7 Менее 2
139
Волыррамовый
продукт
Раствор соды
Автоклавное
.выщелачивание
Фильтрование
СОЛЯНаЯ «eeie^e™»
Кислота
\ Раствор кек з
\ отвал
Нейтрализация
щелока
(частичная)
(Известь или
хлористый кальций
Осаждение
вольфрама
I +
Искусственный Отвальный
шеелит раствор
Рис. III.4. Принципиальная схема автоклавно-
содовой переработки вольфрамовых продуктов
иый шеелитовый концентрат, то он большей
частью подшихтовывается к выпускаемой фаб-
рикой вольфрамовой продукции.
В зависимости от вещественного состава
перерабатываемых вольфрамовых продуктов
извлечение вольфрама в искусственный шее-
лит составляет 90—94 %.
По более развитой схеме гидрометаллур-
гического процесса (рис. III.5) можно перера-
батывать сложные по составу продукты
с разделением вольфрама и молибдена. При
содержании в исходном продукте выше 10 %
WO3 получается высококачественный 65—
70 %-ным искусственный шеелит для ферро-
сплавной промышленности или вольфрамо-
вый ангидрид для твердосплавной промыш-
ленности при извлечении вольфрама и мо-
либдена в конечные продукты 93—95 %.
Суммарный расход реагентов на 1 т металла
в вод ьфрамо-молибденовом продукте колеб-
лется от 7 до 14 т, причем основную массу
потребляемых реагентов составляют соляная
кислота, кальцинированная сода, хлористый
кальций и сернистый натрий или сернистый
аммоний. Стоимость всех потребляемых реа-
гентов составляет от 10 до 20 % стоимости
вольфрамовой и молибденовой продукции.
В вольфрамовых продуктах часто содер-
жатся в значительном количестве касситерит
и висмутовые минералы. Способы извлечения
их с применением автоклавно-содового выще-
лачивания рассмотрены ниже.
В СССР все низкосортные вольфрамовые
концентраты перерабатывают автоклавно-
содовым процессом и получают для твердо-
сплавной промышленности вольфрамовый
ангидрид и паравольфрамат аммония. При
переработке вольфрамо-молибденовых кон-
центратов, кроме того, получают гидрометал-
лургический молибденовый концентрат.
В табл. III.6 приведены результаты анализа
конечных вольфрамовых и молибденовых
продуктов.
В США для переработки низкосортных
вольфрамовых концентратов также приме-
няют разработанный в СССР автоклавно-со-
довый процесс. Завод Салт-Лейк-Сити пере-
рабатывает черновые концентраты с содер-
жанием трехокиси вольфрама в усредненных
концентратах около 7 %. Выщелачивание
производится при 473 К (1,5 МПа) в последо-
вательно соединенных вертикальных авто-
клавах, нагреваемых глухим паром и снаб-
женных механическими мешалками. Темпера-
тура регулируется автоматически.
Из отфильтрованного раствора удаляют
примеси: кремний, фосфор, мышьяк, молиб-
Таблица Ш.6
Состав конечных продуктов, получаемых при переработке шеелито-молибденовых концентратов
Компонент Искусственный шеелит Вольфрамо- вый ангидрид Паравольфрамат аммония Гидрометаллурги- ческий молибдено- вый концентрат
Содержание, %
wo3 60—70 99,6—99,8 99,9 1,5—3
Мо 0,1—0,5 <0,1 <0,02 52—56
Р не более 0,004 0,015 0,001 0,02
As » Следы 0,01 0,002 0,07
Sn » 0,20 Следы Не определялось 0,02
S » 0,005 0,01 0,002 15
Са В » Не определялось 0,03 0,005 Не определялось
Na » То же 0,02 0,005 1
R2O3 » » » » 0,006 0,006 Не определялось
SiOg » » 0,05 0,01 1.5
Си » Я » Не определялось 0,02
140
Вольфрамо-
молиоденовый
продукт
соляная
кислота
\двухстадиальное авто-
'клавное выщелачивание
I Раствор
Нейтрализация
Осадок
кремне-
зема *
Раствор хло-
ристого магния
кек в отвал
Очистка от фтора
Осадок
фтооисто-
го магния
Раствор
Соляная кислота
сернистый натрий или
сернистый аммоний
Осаждение молибдена
Осадок Мо53
Раствор
Хлористый
кальций
Осадок
Фильтрование
Переосаждение три-
сульфида молибдена
Осаждение
вольфрама
Фильтрование
Промывка
Рас-
твор
Осадок
CaWO4
Соляная
кислота
Раствор
Филь-
трат
Осадок
Разложение
Сушка и
грануляция
Искусственный
шеелит
Сушка, обжиг
Известь
Осаждение
Известд^^^^^^^
новый
продукт ,
Сушка и
прокаливание
Молибденовый
концентрат КМГ
Отвальный
раствор
Вольфрамовый
ангидрид
Рис. II].5. Принципиальная схема гидрометаллур-
гической переработки вольфраме-молибденовых
продуктов сложного состава
ден и сурьму. Вольфрам осаждается известью
или хлоридом кальция в виде вольфрамата
кальция. Отфильтрованный искусственный
шеелит подвергают сушке, грануляции и за-
тем направляют для использования в произ-
водстве ферровольфрама или вольфрамовой
инструментальной стали Извлечение воль-
фрама в товарную продукцию составляет
около 93%. Технологическая схема завода
позволяет также получать вольфрамовую
продукцию для твердосплавной промышлен-
ности.
Завод близ г. Бишоп перерабатывает 5—
20 %-ные концентраты, получаемые из воль-
фраме-молибденовых руд месторождения
«Пайн-Крик». Автоклавно-содовое выщелачи-
вание производится в горизонтальных вра-
щающихся автоклавах при 473 К. Крупность
загружаемого в автоклавы вольфрамового
продукта —0,074 мм. Растворы после авто-
клавного выщелачивания нейтрализуются
кислотой, затем очищаются от молибдена
сульфидным методом. Вольфрамовые рас-
творы после осаждения молибдена обраба-
тывают известью с получением искусствен-
ного шеелита. Извлечение вольфрама соста-
вляет 92 %.
Основными достоинствами автоклавно-
содового процесса являются: высокое извле-
чение вольфрама в раствор и устойчивость
технологических показателей; в большинстве
случаев сравнительно простая схема очистки
получаемых растворов вследствие слабого
141
Силыридный
концентрат
„ , обжиг
Сода 1 ,
Частичная
нейтрализация
огарком
Окисленный
концентрат
Обжиг !
Сода' \ ,р_
/ выщелачивание
'ада I i
7“>» У-------- С
Филы юсвание
1ание
/// выщелачивание
Л~ выщелачивание
выщелачивание'
Фильтрование
Клорис-L
тый кальции
OSopom-
ный кек
I выщелачивание
Осаждение
мал ива а та кальция
I! выщелачивание
Ш выщелачивание
Осадок
промывка и
фильтрование
Сушка
1
Декантат на
извлечение наяивде-
на и веник „ ,
Сода,
IV выщелачивание
Отвале- XT я
ный v выщелачивание
раствор
Фильтрование
Отвальные
кеки
Малибват
кальция
Отвальные
кеки
Рис. 1II.G. Принципиальная схема гидрометаллур-
гической переработки низкосортных сульфиди ых
и окисленных молибденовых концентратов
действия содового раствора (в принятых
условиях) на значительную часть сопутству-
ющих минералов; возможность получения
даже из 10—20 %-пых концентратов воль-
фрамового ангидрида для твердосплавной
промышленности; универсальность процесса,
позволяющая использовать для переработки
комплексные продукты, содержащие в раз-
личных количествах вольфрам, молибден,
олово, висмут и другие ценные компоненты;
возможность осуществления полной механи-
зации, автоматизации и непрерывности в про-
ведении операции выщелачивания.
Разработанные способы экстракции воль-
фрама из растворов позволяют сократить при
производстве паравольфрамата аммония
расход соляной кислоты, хлористого каль-
ция и уменьшить число операций.
Молибден содержащие про-
дукты, получаемые при переработке труд-
нообогатимых молибденовых руд, подвергают
химической переработке. На рис. 111.6 пока-
зана схема переработки сульфидных и окис-
ленных молибденовых концентратов, со-
держащих 6—20 % Мо и до 2,5 % Си.
Для окисления молибденита сульфидный
концентрат обжигают при температуре 823—
873 К. Содержание сульфидного молибдена
в огарке составляет 0,2—0,4%. Огарок и
окисленный молибденовый концентрат под-
вергают пятикратному противоточному выще-
лачиванию содовым раствором при темпера-
туре 358—363 К. Содержание молибдена
в отвальных нерастворимых остатках не пре-
вышает 0,7 %. Молибден осаждают хлори-
дом кальция до остаточной концентрации
0,6—0,7 г/л. После перемешивания пульпу
направляют на отстаивание и декантацию.
Декантат поступает на ионитовую установку
для дополнительного извлечения молибдена
и рения, а осадок молибдата кальция про-
мывают репульпацией 3—4 раза, фильтруют
и сушат. Извлечение молибдена составляет
около 90 % . Выпускаемый молибдат кальция
содержит (%); Мо 40 %; Са не более 22—24;
S 0,2—0,5 и Р 0,1—0,2.
Из продуктов, содержащих менее 10 % Мо,
можно производить технический молибдат
аммония для нужд сельского хозяйства.
По схеме (см. рис. II 1.6) получают раствор
молибдата натрия. После подкисления рас-
твора до pH 1,5—2 хлористым аммонием
осаждают тетрамолибдат аммония
(NH4)24MoO32H2O с низким содержанием
натрия. Степень осаждения молибдена со-
ставляет 99,5%. Осадок содержит (%): Мо
не менее 36; R2O3 не более 0,5; N 0,02; Мп
0,02; As 0,01; S 0,025; и С1 4.
Высушенный тетрамолибдат аммония из-
мельчают, шихтуют с содой и используют
в сельском хозяйстве в качестве микроудоб-
рения при выращивании бобовых и других
культур.
Установлена также возможность использо-
вания этого процесса для получения пара-
молибдата аммония, пригодного для произ-
водства металлического молибдена.
Разработан автоклавный процесс перера-
ботки бедных молибденовых продуктов, в ко*
"Ором окисление сульфидного молибдена
производится кислородом при 473 К с одно-
временным растворением полученных окис-
ленных соединений молибдена в содовом
растворе. Затем раствор молибдата натрия
очищают от кремнекислоты, меди, сурьмы
и сульфата натрия.
Восстановлением водородом, окисью угле-
рода или металлическим молибденом из очи-
щенного раствора селективно выделяют мо-
либден в виде двуокиси, которую в дальней-
шем пирометаллургическим способом восста-
навливают водородом до металла. Сорб-
ционным методом из маточных растворов
извлекают рений я остатки молибдена.
142
При переработке по этой схеме 6 %-ного
молибденового концентрата извлечение мо-
либдена составляет 96 % , рения — 90 % .
Полученный металлический молибден по со-
держанию примесей значительно чище, чем
выпускаемый ферромолибден I сорта.
Для переработки еще более бедного молиб-
денового сырья, содержащего молибденит,
применяют выщелачивание его содовым рас-
твором в присутствии хлора или 3%-ным
раствором гипохлорита натрия при 313 К.
11з растворов молибден извлекается сорбцией
на ионитах. Извлечение молибдена в пара-
молибдат аммония достигает 90 %.
Вульфенитовые продукты разлагаются в ре-
зультате предварительного сплавления их
с сульфатом натрия и углем при 1373—1573 К
и последующего выщелачивания водой или же
обработки исходных продуктов раствором
сульфида натрия, при этом молибден пере-
ходит в раствор в виде тиосоединения, а медь
и свинец остаются в осадке. Подкислением
раствора НС1 или H2SO4 до pH 3—5 осаж-
дают молибден в виде MoS3, который обжи-
гается в окислительной атмосфере до МоО3.
В СССР проведены исследования по раз-
работке химических способов извлечения из
окисленных руд и концентратов молибдена,
находящегося преимущественно в виде ферри-
молибдата. Содержание молибдена в исход-
ном материале составляло всего 0,08—0,29 %.
Из предложенных способов наиболее пер-
спективным оказались: обжиг исходного ма-
териала с известью при 973—1073 К с после-
дующими выщелачиванием содовым раство-
ром и сорбцией молибдена анионитом: обжиг
исходного материала с хлористым натрием и
пиритом при 1273 К (хлоридовозгопка), рас-
творение в аммиаке получаемого оксихло-
рида, кристаллизация парамолибдата аммо-
ния. Извлечение молибдена в конечную про-
дукцию в обоих случаях составляет 70—
80%.
Висмутсодержащие про-
дукт ы, получаемые на обогатительных
фабриках, представляют собой в основном
свинцовые концентраты и частично медные,
м.элибденовые и вольфрамовые. Содержание
висмута в них, как правило, не превышает
1 %, в основном составляет 0,3—0,5%.
Извлечение висмута осуществляют только
дрн пирометаллургическом переделе висмут-
содержащих свинцовых концентратов. За
схледиие годы подготовлены к внедрению
эмбинированныс схемы обогащения висмут-
одержащих руд с применением гидрометал-
-тургии, обеспечивающие получение богатых
згемутовых продуктов или чистых солей
нгсмута [33].
Чаще всего висмутовые минералы раство-
;=ют^НС1. Начальную концентрацию НС1
С-—25 г/л НС1) подбирают в зависимости от
состава исходного продукта с таким расче-
эм. чтобы остаточная кислотность после
защелачивания была достаточной для предо-
твращения гидролиза висмута. Однако НС1
Также интенсивно взаимодействует со мно-
гзмн сопутствующими минералами, поэтому
ее расход на 1 т продукта составляет не менее
0,4 т. Вследствие этого растворы, поступаю-
щие на осаждение Bi, могут содержать Си,
Mo, Pb, Zn, Fe, Са иногда в значительных
количествах.
Из раствора висмут может быть осажден
в виде хлорокиси, карбоната или висмутовой
губки. Первые два способа целесообразно
использовать лишь для богатых растворов,
так как при низком содержании висмута
получаются бедные осадки. Например, при
осаждении карбонатом натрия из растворов,
содержащих не более 4 г/л висмута, полу-
чаются осадки, содержащие всего 6—8 % Bi
(при низком извлечении металла и очень
высоком расходе соды).
цементация висмута железной или чугун-
ной стружкой — более универсальный спо-
соб осаждения, обеспечивающий в широком
диапазоне изменения концентрации висмута
практически полное извлечение его в цемент-
ный осадок. Содержание висмута в осадке
изменяется от 10 до 70 %, в зависимости от
состава солянокислого раствора и концен-
трации в нем металла. Всеми перечислен-
ными способами можно получить лишь вис-
мутовые продукты, значительно загрязнен-
ные примесями. Экстракционным способом
возможно получать чистые соли висмута.
При извлечении висмута из медных концен-
тратов с низким содержанием пирротина
схема гидрометаллургической переработки
может быть очень простой: растворение вис-
мутовых минералов соляной кислотой, филь-
трование пульпы, цементация висмута из
раствора чугунной стружкой с последующим
фильтрованием и сушка цементного вис-
мута.
Эта схема была испытана в промышленных
условиях. Предварительно медный концен-
трат, содержащий 0,6—0,8 % висмута, про-
мывался кислым раствором без нагревания
при pH 4 для удаления кальцита и сернистого
натрия. Затем висмут выщелачивали 5 %-ным
раствором при соотношении Т : Ж = 1 : 2
и 343 К в течение 1 ч с повторным использо-
ванием растворов.
При выщелачивании медного концентрата
с высоким содержанием пирротина и низким
содержанием окисленных соединений меди
в раствор вводился сульфат меди для пасси-
вирования поверхности пирротина. Извле-
чение висмута в раствор составило 89—92 %.
Расход НС1 на 1 т медного концентрата 0,37—
0,45 т и на 1т висмута — около 57 т.
При выщелачивании 13 %-ного медного
концентрата содержание в нем меди повыша-
лось до 16,5 %, а содержание примесей соот-
ветственно снижалось; Bi — с 0,75 до 0.1 %,
Мо —с 0,5 до 0,2% и СаО —с 3 до 1 %.
Раствор, поступавший на цементацию, со-
держал (г/л): Bi 1—3; Си 0,5—1; Мо 0,3—0,5;
Fe 10—12; СаО 1,2—1,5; AS 0,4—0,5. В ка-
честве осадителя использовали мелкую чу-
гунную стружку. Конечная кислотность рас-
твора составляла 3—10 г/л НС1. Полное оса-
ждение висмута достигалось при большом
избытке железа (массовое соотношение
Fe : Bi = 4,5). Извлечение висмута в конеч-
ный продукт составило 85 %.
143
Состав (%) цементного висмута, получен-
ного в гидрометаллургическом цехе из рас-
творов с различной концентрацией висмута,
следующий;
Партия £ Партия 2
Bi ....................... 23,6 10,4
Си........................ 9,2 8,0
Мо........................ 2,94 2,26
РЬ........................ 3,40 1,72
Fe ....................... 14,0 6,55
CaO ...................... 0,85 1,71
As........................ 1,55 0,42
Дополнительная очистка цементного вис-
мута от примесей (Си, Mo, Pb) не производи-
лась.
Полупромышленные испытания были про-
ведены с медным концентратом, содержав-
шим. %; Си 10,8; Bi 1,68; Pb 8; Sn 2,7. Выще-
лачивание проводилось 5 %-ним раствором
при 369 К. Извлечение висмута в раствор
составило 96 %.
Из-за более высокого содержания висмута
в растворе, чем в предыдущих испытаниях,
его осаждали гидролизом после кристалли-
зации хлоридов свинца и серебра. В получен-
ной хлорокиси содержалось 50 % Bi и 5—
7 % Pb. Извлечение висмута в конечный про-
дукт (без учета оборотных растворов) соста-
вило 74 %.
Рис. 111.7. Принципиальная схема гидрометаллур-
гической пецеработки висмут-вольфрамового про-
дукта сложного состава
Расход реагентов на 1 т висмута при гидро-
металлу ргической переработке следующий;
Техническая соляная кислота, т 34
Техническая перекись водорода, т 4,2
Кальцинированная сода, т. . . . 2,4
Железные опилки, т........... 1,8
Фильтроткань хлориновая, м8 300
Электроэнергия, кВт-ч......... 28 000
Пар, т....................... 212
Комплексное извлечение металлов было
достигнуто при переработке полиметалличе-
ского продукта следующего состава (%):
Bi 3—3,5; Sn 8,4—9,4; WO3 2,5—2,8; AS
1,25—1,4; Fe 14,5—16 (рис. III.7). Концен-
трация висмута в растворе колебалась от 2 до
15 г/л, остаточная кислотность составляла
10—25 г/л НС1. Висмут осаждали чугунной
стружкой при соотношении Fe ; Bi = 1:1.
Цементный висмут имел следующий состав
(%): Bi 38—55; Си 3—4,5; WO3 0,4—0,6;
AS 0,2—0,5. Извлечение висмута в конечную
продукцию составляло 92—95 %.
Золотосодержащие руды
перерабатывают по комбинированным схе-
мам обогащения, включающим амальгама-
цию, цианирование, сорбционное, серно-
кислотное выщелачивание, хлорирование
[37, 92].
Крупность частиц золота в рудах изме-
няется в значительных пределах (от тысяч-
ных долей до нескольких миллиметров), при-
чем большая часть его представлена мелкими
зернами. Для наиболее рационального при-
менения химических способов обогащения
необходимо предусматривать предваритель-
ное выделение из руды или других продук-
тов обогащения крупных частиц золота, так
продукт
Радодый растрар
ВыщелачиВание Вольфрама и окислен-
нога малибоена
Фильтрование
Сернистый
натрий
Осаждение молибдена
Хлористый
кальиий
Осаждение
даль еррама
Молибденовый
концентрат КМГ
Углекислый
аммоний
Отвальный
раствор
Соляная кислота
Сеянная
кислота
Выщелачивание меди и висмута
Раствор |
,, Флотация маливденита
цементация — —.
железом
Осадок
Выщелачивание
меди
Искусствен- Цементный
ный шеелит висмут
Окись Отваяь- Оловянный
меди ный концен-
растдор трат
Молибденовый
сулыридный
концентрат
144
как они очень медленно растворяются при
цианировании.
Амальгамация представляет собой наи-
более простой способ быстрого извлечения
свободного крупнозернистого золота преиму-
щественно из гравитационных концентратов.
Амальгамация как основной процесс приме-
няется только на предприятиях небольшой
производительности, перерабатывающих квар-
цевые руды с высоким извлечением зо-
лота (до 99 %) в гравитационные концен-
траты.
В зависимости от вещественного состава
концентрата или руды и характера ассоциа-
ции минеральных компонентов извлечение
золота при амальгамации изменяется в ши-
роких пределах (от 15 до 85%).
Кроме золота амальгамируются и некото-
рые другие металлы. После отделения амаль-
гамы от избыточной ртути получают твердый
осадок, содержащий 40—60 % Au. Из осадка
отгоняют ртуть при температуре 1073—
1123 К- В полученном губчатом золоте
остается от 0,1 до 1 % ртути, серебра, меди
и других металлов. Губчатое золото подвер-
гают плавке на фабрике или аффинажном
заводе.
При низком извлечении золота гравита-
цией и амальгамацией хвосты подвергают
цианированию. Часто хвосты предварительно
флотируют, в результате чего резко сни-
жается выход продукта, поступающего на
цианирование (до 10 % массы исходной руды,
а иногда до 1 %). Кроме того, при флотации
можно удалить из хвостов некоторые мине-
ралы, затрудняющие цианирование, а также
получить попутно концентраты цветных
металлов. Однако, если при флотации проис-
ходят значительные потери золота, может
оказаться экономически более целесообраз-
ным направлять гравитационные хвосты не-
посредственно на гидрометаллургическую
переработку.
При наличии во флотационных концентра-
тах свободного золота их повторно амальга-
мируют, а затем цианируют. Часто измель-
чение и классификацию руд ведут в циани-
стом растворе, так как во время измельчения
растворяется от 40 до 70 % Au, а в некоторых
случаях и больше. Растворяют золото в сла-
бых растворах цианидов натрия, кальция или
калия. Концентрация цианида в растворе
достигает 0,02—0,25 % и зависит от состава
обрабатываемого материала. Так, для квар-
цевой руды, требующей небольшого расхода
цианида (0,2—0,3 кг/т), при трехкратной
обработке цианидом концентрацию раствора
устанавливают (%): первого 0,12; второго —
0,06; третьего — 0,03.
Продолжительность растворения золота
зависит от концентрации цианида и кисло-
рода в растворе, размера и формы частиц
золота, состояния поверхности металла, тем-
пературы пульпы, вещественного состава
руды. Сравнительно легко растворяется
золото, имеющее чистую поверхность. В этом
случае скорость растворения составляет
около 3 мг/(см2-ч).
Золото, заключенное в сульфидах и кварце,
Исходный продукт
_____Отсадка___
Концентра.т| Хвосты
Флотация
| Концен-
1 1 трат
I---------у |
I Даизмельчение
’ Контрольная
___у у лат ация
] йКонцен- !
_________у трат Ф
Амальгамация Хвосты
j---- -----1 Мосты ватеа''
Амальгама. 1
Обжиг
----|-- Серная кис-
। -----лота
Выоцела чивание
Т
Медный раствор
на осаждение v
Цианирование
Золотосодержа.- Хвосты
оций раствор в отвал
Рис. III.8. Комбинированная схема извлечения
золота из гравитационных концентратов
цианированием не извлекается. Минералы
меди, сурьмы, мышьяка, железа часто за-
трудняют процесс цианирования. Графит и
углерод адсорбируют растворенное в цианиде
золото. Присутствие совместно с золотом
сульфидов, хлоридов, карбонатов и других
соединений, взаимодействующих с цианидом,
вызывает повышенный расход его и пони-
жает извлечение золота. В некоторых слу-
чаях целесообразно предварительно раство-
рять эти минералы.
Для снижения потерь цианида вследствие
гидролиза, разложения углекислотой воз-
духа, а также кислотами и сульфидными ми-
нералами вводят защитную щелочь (обычно
известь) до получения в растворе концен-
трации 0,4—0,005% СаО. Следует, однако,
учитывать, что повышение щелочности выше
0,01 % СаО замедляет растворение золота.
На рис. II 1.8 показана комбинированная
схема извлечения золота из гравитационных
концентратов. Такая схема позволяет извле-
кать из руды до 98 % золота.
Выщелачивание золота из крупнозернисто-
го материала иногда проводят перколяцией,
если скорость просачивания раствора состав-
ляет не менее 2 см/ч. Используют чаны вме-
стимостью от 80 до 150 т. Общее количество
цианистых растворов составляет 80—200 %
массы выщелачиваемого продукта. Цикл вы-
щелачивания в чане вместимостью 150 т
145
Таблица 111.7
Сравнительные технологические показатели
переработки золотосодержащей руды по
двум схемам
Показатели Иловый про- цесс с фильт- рованием Сорбцион- ный процесс
Площадь за- стройки, тыс. м2 68 41
Кубатура зда- ния, тыс. м3 901 528
Капитальные затраты, тыс. руб. В том числе: 23 650 16 294
здания и со- оружения 14 272 8 502
оборудование с монтажом 9 378 7 792
Установленная мощность, кВт 41 000 30 000
Масса установ- ленного обору- дования, т 9 900 7 000
Извлечение, % 91 93
продолжается свыше 100 ч. Извлечение зо-
лота при цианировании составляет 87—90 %.
При выщелачивании с механическим пере-
мешиванием пульпы продолжительность
растворения золота сокращается до 6—24 ч,
при этом достигается более высокое извле-
чение металла, чем при перколяции. Опти-
мальное соотношение Ж : Т при выщелачива-
нии с механическим перемешиванием пульпы
зависит от гранулометрической характери-
стики обрабатываемого материала, его ве-
щественного состава и изменяется от 0,7 : 1
до 2,5 : 1.
Во многих случаях не удается достигнуть
полного растворения золота вследствие
тесной взаимосвязи его с сульфидными мине-
ралами, преимущественно с пиритом. При-
меняемый в промышленной практике окис-
лительный обжиг сульфидных продуктов,
хотя и освобождает частицы золота, не вызы-
вает значительные потери его вследствие
пылеобразования. Кроме того, при обжиге
иногда получаются легкоплавкие соедине-
ния, образующие на частицах золота пленки,
препятствующие действию цианистого рас-
твора.
Перспективным процессом является авто-
клавное окисление сульфидов кислородом
в пульпе, так как оно может дать повышение
извлечения золота на 10—25 % по сравнению
с выщелачиванием обожженных концентра-
тов, Сульфидные концентраты окисляются
в водной среде при температуре 413—423 К
и давлении кислорода 2—2,5 МПа. В слабо:
кислых растворах сульфиды могут быть окис-
лены при более низких температуре и давле-
нии, Выщелачивание золота растворами
аммиака или едкого натра позволяет уже при
температуре 353—373 К и давлении кисло-
рода 0,5—2,0 МПа добиться полного раство-
рения золота и серебра вследствие окисления
включающих их сульфидных минералов.
Золото и серебро из цианистых растворов
осаждаются цементацией цинком или алю-
минием (при высоком содержании в растворе
серебра). Получаемый цементный осадок
содержит от 25 до 50 % благородных метал-
лов. Основную массу примесей удаляют по-
следующей обработкой осадка H3SO4. Для
более богатых цементных осадков такая об-
работка не применяется. Отфильтрованный
и хорошо промытый нерастворимый осадок
поступает на плавку. Расход цинковой
стружки или пыли на 1 м3 цианистого рас-
твора обычно составляет 25—50 г, а при вы-
соком содержании серебра — 100—300 г.
Производительность цементационных уста-
новок 250—2400 м3 цианистого раствора
в сутки.
В СССР разработана сорбционная техноло-
гия извлечения благородных металлов из
растворов и пульп иопитами и углем, так как
цементация золота и серебра металлами имеет
существенные недостатки (большой расход
цинка или алюминия, значительное загряз-
нение примесями цементного осадка, боль-
шое количество оборотных растворов, необ-
ходимость использования значительных
площадей для цементационных установок
и т. д.). Сорбционные процессы можно при-
менять также для доизвлечения благород-
ных и цветных металлов из промышленных
сточных вод обогатительных фабрик.
В табл. Ш.7 приведены результаты сопо-
ставления основных показателей, получен-
ных по обычно применяемой технологии из-
влечения золота и технологии с использова-
нием сорбционного процесса. По последней
схеме получены более высокие технико-эко-
номические показатели. Ионообменный про-
цесс извлечения золота из руд и концентра-
тов внедрен в СССР.
При переработке золотосодержащих поли-
металлических концентратов иногда приме-
няют хлоридовозгонку металлов. Так извле-
кают благородные металлы, например, на
южноафриканских обогатительных фабриках.
В Институте неорганической химии СО
АН СССР проведены полупромышленные
испытания по извлечению золота гидрохло-
рированием из упорных золотосодержащих
концентратов.
Ниобиевые продукты, посту-
пающие на химическую переработку, пред-
ставляют собой труднообогатимыс промпро-
дукты и низкосортные концентраты (со-
держание NbaO5 2—15%). Эти продукты
нередко получают при обогащении пирохло-
ровых руд. На рис. III.9 показана схема
сульфатно-пероксидного способа переработки
бедных пирохлоровых продуктов 192].
Исходный материал (крупностью до 1 мм)
подвергают сульфатизации при температуре
573 К. Полученная сульфатная масса выще-
лачивается 1—3 %-ным раствором перекиси
водорода с образованием воднорастворимых
пероксокомплексов ниобия. При этом дости-
146
гается высокое извлечение металла в раствор
(до 96%). Из фильтрата ниобий осаждают
разлагая его комплексные соединения нагре-
ванием раствора до 348—353 К.. Отфильтро-
ванный осадок представляет собой высоко-
качественный ниобиевый концентрат, содер-
жащий после сушки и прокаливания от 40
до 75% Nb2O5.
При полупромышленных испытаниях по
переработке пирохлоро-циркониевого про-
дукта, содержащего (%): Nb2O5 5,2; TiOa
12,6; FeA 6,85; Р2О5 0,14; SiO2 25,92; CaO
10,3, расход серной кислоты на сульфати-
зацию и выщелачивание составил 1,2—1,5 т
на 1 т исходного продукта. При регенерации
серной кислоты из оборотных растворов и
улавливании SO3 из отходящих газов расход
серной кислоты может быть значительно
снижен. Расход 100 %-ной перекиси водо-
рода 60 кг, воды — 10 м3 на 1т исходного
продукта. Продолжительность выщелачива-
ния 1 ч. Извлечение ниобия в химический
концентрат достигало 80 %. После прокали-
вания концентрата содержание в нем пяти-
окиси ниобия составляло 46—47 %. Процесс
внедрен в промышленности.
Труднообогатимые окис-
ленные и смешанные медные
руды иногда целесообразно подвергать
комплексной переработке комбинированным
методом; заключающимся в выщелачивании
тонкоизмельченной руды слабым раствором
серной кислоты, цементации меди из раствора
губчатым железом и флотации цементной
меди. Этот метод в СССР получил название
процесс Мостовича, в США — процесс
ZPF [32].
По сравнению с чисто флотационным обо-
гащением рассматриваемый метод характе-
ризуется более высоким извлечением (воз-
можно повышение извлечения на 40 %) и
повышенным содержанием меди в концен-
трате (оно возрастает в 3—4 раза).
Перед обычной кислотной переработкой
комбинированный метод имеет следующие
преимущества: исключаются трудоемкие
операции (фильтрование и промывка выще-
лоченной руды); применяется более простая
и менее громоздкая аппаратура, вследствие
чего снижаются капитальные затраты по
сравнению с затратами на строительство
гидрометаллургических заводов; достигается
более высокое извлечение благородных ме-
таллов.
Процесс Мостовича детально изучен и про-
верен в полупромышленных и промышлен-
ных условиях при обогащении окисленных
медных руд Джезказганского, Коунрадского,
Алмалыкского и Бощекульского месторожде-
ний и внедрен в промышленности в СССР и за
рубежом.
Выщелачивание меди из 1—2%-ных руд
проводится 2—4%-ным раствором H2SO4
при Т : Ж = 1 : 1 или 1 : 2. Крупность
руды 40—70 % класса —0,074 мм. Продол-
жительность выщелачивания от 30 до 60 мин
при механическом перемешивании пульпы.
Расход H2SO4 3—6 кг, в некоторых случаях
до 8 кг на 1 кг извлеченной меди.
диррхлорреый
продукт
Регенеаарабриная
серная кислота
i
яидар
Т4
Сцль/ратизация
I ныи про- у
Регенерация
серной кислоты
Вы/целтидание
т
Фильтройание
Осаждение
миодил
Осадок на
извлечение
циркона.
и проныла осадка
Упариймие
Нейтрализация
, *
шлака
Прокаливание
Ниобиедлй Отвалм/ЯЗ
концентрат раствор
Рис. 111.9. Принципиальная схема сульфатно-
пероксидного способа переработки бедных пиро -
хлоровых продуктов
Извлечение меди в раствор колеблется
в значительных пределах в зависимости от
состава окисленных минералов меди и ха-
рактера их взаимосвязи с другими компонен-
тами руды. Обычно извлечение составляет
85—98 %, но иногда не превышает 60%.
Например, при выщелачивании концентрата,
полученного из упорных руд Кальмакыр-
ского месторождения, даже при 473 К и
расходе H2SO4 100 кг/т извлечение меди
в раствор не превышало 60 %. Подогрев
пульпы с 288—293 до 333—338 К дает повы-
шение извлечения меди в раствор на 3—15 %
в зависимости от вещественного состава руды.
Наличие в растворе ионов хлора (100—
300 мг/л) может вызвать образование на по-
верхности частиц медных минералов пленок
СиС12) препятствующих растворению медных
минералов.
Цементация меди железом проводится при
интенсивном перемешивании (Т : Ж = 1:3),
начальной кислотности 2—3 г/л н продолжи-
тельности 10—25 мин. В этих условиях сте-
пень осаждения меди достигает 87—97 % при
расходе железной стружки 2,5—3,5 кг/ на 1 кг
цементной меди. На цементацию меди влияет
крупность железа. Чугунная стружка или
губчатое железо крупностью 0,5—1 мм обеспе-
чивают непрерывность процесса в обычных
чанах-цементаторах с пропеллерами кора-
бельного типа. Применение более крупного
материала резко снижает скорость цемента-
ции. Кроме того, в условиях непрерывного
процесса применение чугунной стружки
крупностью 3 и 5 мм представляет большие
трудности, так как цементаторы периоди-
чески перегружаются крупными классами
147
осадителя и медными гранулами. Последние
образуются в зонах со сниженной аэрацией
вследствие налипания мелкой меди на струж-
ку и осаждения на ней меди из раствора в ре-
зультате внутреннего электролиза.
На полупромышленной установке масса
гранул на ] т переработанной руды соста-
вила от 0,2 до 1 кг. Содержание меди в гра-
нулах колеблется от 70 до 90 %. Крупность
гранул до 15—20 мм.
На зарубежных предприятиях, применяю-
щих в качестве осадителя консервные банки
(25—30 мм), также имеются значительные
трудности (забивание железным скрапом
оборудования, отсутствие необходимого из-
бытка железа при флотации цементной меди).
Поэтому некоторые фабрики в США отказа-
лись от применения железной стружки для
цементации и перешли на использование для
этой цели губчатого железа крупностью
—0,05 мм. Однако измельчение стружки или
губчатого железа требует больших затрат.
Применение магнитной сепарации для вы-
деления железа из хвостов флотации цемент-
ной меди и возвращение его в процесс дает
возможность снизить расход железа в сред-
нем на 30 %. Наряду с этим магнитная сепа-
рация повышает извлечение меди в медный
концентрат на 4—8 % в результате выделе-
ния меди, теряемой с чугунной стружкой.
Непроизводительный расход железа увели-
чивается при остаточной кислотности, пре-
вышающей 0,2—0,3%. Снижение свободной
кислоты достигается частичной нейтрали-
зацией известью или разбавлением пульпы
перед цементацией. В среднем для руды
с содержанием меди около 1 % расход губ-
чатого железа или чугунной стружки соста-
вляет 2—2,5 кг на 1 кг меди в растворе.При
таком расходе железа осаждается 95—98 %
меди.
Процесс цементации меди заканчивается
в течение 15 мин (извлечение меди составляет
98 %), причем в течение первых 6 мин извле-
кается 95 %. Избыток железа в пульпе предо-
твращает возможность обратного растворе-
ния цементной меди в процесс флотации,
а в отвальных растворах содержание меди
может быть снижено до 30—40 мг/л, что со-
ставляет 0,4—0,6 % всей растворенной меди.
В себестоимости переработки руд процес-
сом Мостовича затраты на кислоту и осади-
тель достигают 30—40 %. Значительного
снижения расхода кислоты и железа иногда
достигают, вводя дополнительную операцию
предварительной флотации легкофлотируе-
мых медных минералов. Комбинированную
флотационно-гидрометаллургическую схему
применяют иа фабриках США при перера-
ботке труднообогатимых смешанных руд,
для которых при высоком содержании суль-
фидов (50—80 % общего содержания меди)
чисто гидрометаллургические методы мало-
эффективны.
Процесс Мостовича экономически нецеле-
сообразен при обогащении карбонатных руд
вследствие высокого расхода H2SO4 (до 200—
3000 кг/т руды). Для переработки трудно-
обогатимых окисленных медных руд перспек-
148
тивным является сорбционно-бесфильтра-
ционный процесс.
Полиметаллические продукты из-за боль-
шого разнообразия в их вещественном и хи-
мическом составе перерабатываются различ-
ными химическими процессами. Нельзя ре-
комендовать для них единую универсальную
технологию. Поэтому в каждом конкретном
случае окончательный вывод может быть
сделан после проведения полупромышленных
испытаний и детальной технико-экономичес-
кой оценки эффективности предложенных
схем химической переработки. Примером
этого может служить приводимая ниже
оценка химической переработки медно-цин-
кового промпродукта (16,8 % Zn, 6,7 % Сш.
составленная институтом «Унипромедь» [37 [.
Технико-экономические расчеты указы-
вают на предпочтительность (по сравнению
с пирометаллургическими) гидрометаллур-
гических вариантов переработки, обеспечи-
вающих меньшие капитальные затраты, боль-
шую рентабельность производства и удель-
ную производительность труда.
Наиболее рациональной является схема
с использованием автоклавного выщелачи-
вания. По этой технологии цинк и сопутству-
ющие элементы селективно переходят в рас-
твор, а затем извлекают по стандартной схеме
цинкового производства. Медь, благородные
металлы и до 90—99 % S концентрируются
в остатке, который пригоден для переработки
на медеплавильном заводе.
Комплексная переработка богатых цин-
ковых концентратов, обычно содержащих
свыше 50 % Zn и имеющих в качестве основ-
ной примеси пирит, осуществляется по схеме
обжиг—выщелачивание—электролиз. В слу-
чае высокого содержания железа в таких
концентратах извлечение цинка не превы-
шает 85 %. Это связано с образованием при
обжиге феррита цинка, который при выщела-
чивании не извлекается. В цинковых концен-
тратах большей частью присутствует кадмий
в виде сульфида или твердого раствора кад-
мия в вюрците, халькопирит и галенит.
В определенных условиях свинец из галенита
при аммиачном выщелачивании может быть
переведен в раствор.
Разработанная Арбитером комбинирован-
ная схема состоит из следующих операций.
Цинковый концентрат подвергается аммиач-
ному окислительному выщелачиванию при
353 К- После разделения твердой и жидкой
фаз остатки выщелачивания флотируют для
доизвлечения цинка. Полученный концен-
трат доизмельчают и выщелачивают повторно.
В раствор после выщелачивания добавляют
цинковый порошок для цементации меди и
кадмия. Цинк из раствора экстрагируют,
а затем электролизом получают катодный
цинк.
Окислительное аммиачное выщелачивание
является перспективным и экономически вы-
годным процессом для извлечения из концен-
трата цинка (общее извлечение цинка состав-
ляет 95—98 %).
Положительный момент схемы — возмож-
ность получения высококачественного цин-
кового флотационного концентрата из остат-
ков выщелачивания, который направляется
на повторное выщелачивание. Имеющийся
в концентрате свинец при выщелачивании
окисляется и остается в хвостах флотации.
Медь выщелачивается довольно успешно и
общее извлечение ее составляет 94,5%.
Медь осаждается из раствора цинковой пылью
совместно с кадмием и выводится из процесса
в виде товарного продукта.
Серебро и золото в концентрате связаны
главным образом со сфалеритом. При аммиач-
ном выщелачивании они вскрываются, боль-
шая часть их переходит во флотационный
концентрат, и они могут быть успешно из-
влечены цианированием.
Переработка низкосортных свинцовых
концентратов осуществляется по схеме, вклю-
чающей следующие операции. Вначале про-
водят аммиачное выщелачивание исходного
концентрата. После разделения твердой и
жидкой фаз флотируют пирит из остатков вы-
щелачивания. Конечным свинцовым концен-
тратом являются хвосты пиритной флотации.
Содержание свинца при этом повышается
с 29 до 54 % . Такие концентраты могут быть
переработаны обычным пирометаллургиче-
ским способом.
Из раствора извлекают медь, цинк и другие
металлы. Присутствующее в концентрате се-
ребро распределяется по продуктам флотации.
Переработка полиметаллической руды
включает флотацию и аммиачное выщелачи-
вание концентратов. Хвосты основной фло-
тации сбрасывают в отвал, а концентрат до-
измельчают и проводят контрольную фло-
тацию, концентрат которой идет иа аммиач-
ное выщелачивание, а хвосты возвращают
в начало процесса. Остатки окислительного
выщелачивания флотируют. Концентрат кон-
трольной флотации остатков доизмельчают
и повторно выщелачивают, а хвосты возвра-
щают в операцию основной флотации остат-
ков выщелачивания.
Общее извлечение цинка по схеме, включая
и хвосты контрольной флотации остатков,
составляет около 94 %. Даже при содержа-
нии в руде 0,55 % Си извлечение ее в раствор
было не менее 50 %. Хвосты основной фло-
тации остатков, в которые извлекается до
75 % серебра, направляют на извлечение
серебра и золота.
По такой схеме (аммиачное выщелачивание
и флотация) многие полиметаллические руды,
содержащие Сп, Pb, Zn, Cd, Au, Ag, Fe,
можно эффективно перерабатывать с высоким
извлечением металлов в товарные продукты.
Комбинированная схема обогащения окис-
ленных медно-цинковых руд с применением
аммиачного выщелачивания внедрена на Фи-
липпинах. На заводе «Мариндюк» произво-
дится аммиачное выщелачивание коллектив-
ного медно-цинкового концентрата при тем-
пературе 358 К и давлении кислорода
0,07 МПа. Медь выделяют из раствора восста-
новлением водородом. Цинк осаждается угле-
кислотой в виде основного карбоната. Ко-
нечный раствор упаривают для выделения
сульфата аммония.
tiMKOC&mwe нарзан-
gefo/e -ipofyK/m,,
Севчивгпь'й газ i дитаанат
Гашеная Выщелачивание
чази> да a (!20~ 370 г/л)
изСесть
~Нещ?,1рализация
Грн 75~Г)
Фильтрование
। । Гашеная
I Ряетвт> азвеетб
Ватеал Оеджаениещцяалуа
Регенеаиооаанмш
Рущка
и окускование ,, » .
—------------ УлавиВание
Ыарганаеелй , 1
ненцентоат I______
Рис. III.10. Принципиальная схема ди тио пяти ого
процесса переработки низкосортных марганце-
вых продуктов
Промышленный опыт химической перера-
ботки продуктов обогащения полиметалличе-
ских руд имеют также заводы Японии, Ка-
нады, США.
В табл. III.8 обобщены основные данные
о некоторых химических процессах, внед-
ренных на зарубежных предприятиях.
Для марганецсодержащих
продуктов (включающих низкосортные
концентраты и шламы), а также бедных мар-
ганцевых руд, исследуется возможность пере-
работки их химическими процессами в СССР,
США, Чехословакии, Венгрии, Болгарии [42].
Ниже рассмотрены наиболее эффективные
процессы.
Ди тионатный процесс заключается в выще-
лачивании марганца сернистым газом из
пульпы, состоящей из тонкокзмельченного
марганцевого продукта и раствора дитионата
кальция CaS2Oe. Окислы марганца окисляют
сернистый газ с образованием сульфат- и
дитионат-ионов и двухвалентный марганец
переходит в раствор.
Сульфат-ионы, взаимодействуя с дитиона-
том кальция, образуют сульфат кальция,
который выпадает в виде осадка. Не отфиль-
тровывая нерастворимого остатка и осадка
сульфата кальция, в пульпу добавляют из-
весть до pH 5, при этом осаждаются соедине-
ния фосфора, железа, алюминия. Затем пульпу
фильтруют, после чего гашеной известью из
фильтрата осаждают марганец в виде гидро-
окиси. Гидроокись марганца сушат и прока-
ливают. Раствор дитиопата кальция возвра-
щают на выщелачивание (рис. III. 10).
В СССР дитионатный процесс был детально
разработан и успешно применен в полупро-
мышленном масштабе для переработки нико-
польских шламов и чиатурекой легкопори-
стой руды. Результаты исследования двух
проб шламов приведены в табл. III.9, В на-
стоящее время проводятся опытно-промыш-
ленные испытания.
В США на опытной установке в Боулдер-
Сити в течение трех лет низкосортные мар-
ганцевые продукты перерабатывались дитио-
149
Таблица III.8
Внедренные химические процессы переработки полиметаллических продуктов
Наименование процесса Исходный продукт Конечная продукция I Гзвлечен ие м а л л о в в конечную продукции ЕО» % Предприятие
Сульфатизирующип об- жиг Коллективные концентраты, %: Си9 — 12; Zn 6—25; Pb; Fe 12—30; Цинковые кеки, %: Zn 18; РЬ 6,5; Си 1,5; Cd 0,1—0,2; Fe 12—14; S 6—8; Au 3 г/т; Ag 110—120 г/т Электролитная медь и цинк Данных нет Си 94; Zn 84; Cd 86 Завод «Косака» (Япо- ния) переработка 30 тыс. т медно-цинко- вого концентрата в год
Аммиачно-автоклавный процесс Сернокислотный авто- клавный процесс Коллективные концентраты, %: Си 15— 27; Zn 12—13; РЬ 37—48 Медно-цинковые продукты, %: Си 20; Zn 7; Fe 24; S 33 Коллективные концентраты, %: Zn 20; Си 13; Fe 45; S 40 Промпродукты, %; Pb 9,5; Zn 10 Кеки цинковые, %: Zn 19; Pb 7; Cd 0,1; Fe 26; Au 3,7 г/т; Cu 2; Ag 7,9 г/т Медные трубы и полосы. Свинец в нерастворимом остатке — подшихтов- ка к кондиционному концентрату По цинку данных нет Сульфат аммония Данных нет Цинковый купорос Цементная медь Медь в кеках Данных нет Чушковый цинк Си 94 РЬ 97 Zn 80 S 60 Zn 87 Си 37 Си 63 РЬ 92 Zn 94 Zn 98 Завод «Мариндюк» (Фи- липпины)
Выщелачивание хлорным железом Богатые медные концентраты Электролитная медь и сера Си 95 S 95—98 Завод в шт. Аризона (США), 15 тыс. т меди в год
Таблица HI.9
Технологические показатели полупромышленных испытаний дитионатного процесса переработки
никопольских шламов [72[
Параметры Шлам
Максимов- ского пруда - отстойника Богданов - ской фабрики
Содержание Мп, %: 21,5
в исходном питании 14
в химическом концентрате 52 52,5
Крупность исходного продукта, мм —0,16 —0,25
Отношение Т : Ж при выщелачивании 1 : 3 1 : 5
Концентрация г/л Содержание в прокаленном химическом концентрате, %: 140 150
Мп 62 60,6
S 2,97 !
Р 0,012 0,012
Извлечение Мп в концентрат, % Расход реагентов на 1 т исходного продукта, кг: 90,1 94,1
сернистого газа (100%-ный) 234 332
негашеной извести 1-го сорта 162 217
гашеной извести 5 5
шлаковаты — 35
полиакриламида 1,5 1,5
натным процессом. Сырьем являлись марган-
цевые руды, шламы и низкосортные флота-
ционные концентраты, содержащие соответ-
ственно 9,6; 15,2; 32,9 Мп и 0,1—0,2 Р. Извле-
чение марганца в конечные продукты состав-
ляло соответственно 89, 93 и 96 %. Марган-
цевые продукты после обжига содержали, %:
Мп от 55 до 60, Р 0,04 и S 0,06. На 1 т получен-
ного марганца расход извести составил 1 т,
сернистого газа — 2 т. Степень использова-
ния сернистого газа 60—70 %. В качестве
источника сернистого газа применяли отхо-
дящие газы металлургического завода.
Азотнокислый процесс разработан для
переработки разнообразных низкосортных
концентратов, полученных из карбонатных
марганцевых руд *. Карбонатные марган-
цевые продукты выщелачиваются разбавлен-
ной азотной кислотой. Растворимые примеси,
такие, как азотнокислые соединения свинца
и кальция, осаждаются серной кислотой и
в виде сульфатов выводятся с пустой породой
из процесса.
Азотнокислые растворы могут быть пере-
работаны по двум вариантам схемы. По пер-
вому варианту отфильтрованный раствор
азотнокислого марганца выпаривают и раз-
лагают при 473 К До получения двуокиси
марганца. Выделяемые при этом окислы
азота конденсируются и возвращаются в на-
чало процесса. При повторном использова-
нии их для разложения марганцевых про-
дуктов требуется добавить лишь около 5 %
свежей азотной кислоты.
По второму варианту к азотнокислому
раствору добавляют аммиак до pH 4,5—5,5,
* При наличии значительного количества
окислов марганца в продуктах их предварительно
подвергают восстановительному обжигу.
при этом примеси осаждаются. Отфильтро-
ванный осадок содержит до 5 % азота и мо-
жет быть использован в качестве удобрения.
Из очищенного раствора марганец осаждается
аммиаком при pH 8—9 в виде гидроокиси,
которая после прокаливания без доступа
воздуха при 973 К содержит, %: Мп 70—75;
CaO 1—1,5; MgO 0,5; Fe 0,5 и следы Р. Рас-
творы, содержащие нитраты магния, каль-
ция и аммония, выпариваются.
Азотнокислый процесс испытан в СССР на
опытной установке в Рустави. При различ-
ных вариантах процесса извлечение марганца
в концентрат составляет 75—90 %. Расход
азотной кислоты 0,3—3,5 т на 1 т марганце-
вого концентрата.
Азотнокислый процесс экономически целе-
сообразно применять в том случае, когда
разлагаемая пустая порода представлена
преимущественно кальциевыми минералами,
так как при этом в качестве побочного про-
дукта получается азотнокислый кальций,
используемый в сельском хозяйстве.
Электрохимический процесс применим для
получения марганца в виде металла из
бедных (20%-ных) марганцевых концентра-
тов или руд. Предварительно производится
восстановительный обжиг исходного мате-
риала для перевода высших окислов марганца
в низшие. Огарок выщелачивается отрабо-
танным анолитом, содержащим около 40 г/л
серной кислоты, некоторое количество суль-
фата марганца и 135—140 г/л сульфата аммо-
ния. Свежая серная кислота добавляется по
мере надобности. Суммарное извлечение мар-
ганца из исходного продукта в раствор со-
ставляет 95—98 %.
По окончании выщелачивания в раствор
вводится огарок до pH 2,5, после чего пульпа
нейтрализуется газообразным аммиаком,
151
известковым молоком или обожженной мар-
ганцевой рудой до pH 6,5 и направляется
в промывочные отстой ник и-сгустители про-
тивоточного действия. После очистки от
железа, мышьяка, меди и других примесей
осветленный раствор поступает на электро-
лиз. Полученный электролитический марга-
нец содержит до 99,9 % марганца и не требует
переплавки для промышленного использо-
вания.
Электролитический марганец выпускают
в СССР, США, ЮАР и Японии. Хотя элек-
тролитический марганец значительно дороже
марганца в виде ферросплавов, он находит
все более широкое применение в металлур-
гической промышленности для получения
высококачественных сплавов на нежелезной
основе и в производстве специальных сталей.
§ 4. Экономика применения
химических процессов в
комбинированных схемах
обогащения
В настоящее время разработан целый ряд
химических процессов, рекомендованных для
применения в комбинированных схемах обо-
гащения. Полученные на стадии их испыта-
ний технологические показатели в большин-
стве случаев не вызывают сомнений в пер-
спективности этих процессов. Однако в ходе
подготовки химической технологии к внедре-
нию необходимо учитывать следующие мо-
менты [92]:
введение химической переработки продук-
тов обогащения вызывает значительные
дополнительные капитальные и эксплуата-
ционные затраты. Затраты только на реа-
генты могут составлять от 10 до 40 %
стоимости товарной продукции. Поэтому вне-
дряемый комбинированный процесс обога-
щения должен обеспечивать существенное по-
вышение сквозного извлечения металлов из
руды или получение высококачественной,
более дорогой товарной продукции. Чем
дороже извлекаемые металлы и чем больше
повышается комплексность использования
полезных компонентов руды, тем более вы-
годно внедрение комбинированного процесса.
Этим и объясняется, что наиболее широкое
применение химические процессы получили
в технологии обогащения урановых, золотых,
вольфрамовых, молибденовых и других руд
редких, рассеянных и благородных металлов.
Получаемый экономический эффект от вне-
дрения химических процессов в этих отрас-
лях промышленности — сотни тысяч и мил-
лионы рублей;
расход реагентов на 1 т исходного продукта
может составлять от сотен килограммов до
тонн. При крупнотоннажном производстве
это может вызвать значительные трудности
в обеспечении необходимым количеством
реагентов химического передела. Поэтому
при разработке химических методов обога-
щения одним из основных направлений долж-
на быть регенерация реагентов;
152
весьма важно, чтобы включение химиче-
ских процессов в технологию обогащения руд
способствовало созданию малоотходных или
безотходных производств.
Только в сравнительно редких случаях
целесообразность химической технологии
бывает настолько очевидной, что отпадает не-
обходимость в предварительной тщательной
оценке технико-экономических показателей.
В основном же требуется детальное изучение
и сопоставление возможного увеличения вы-
хода товарной продукции и повышения ее
качества с необходимым увеличением капи-
тальных затрат, эксплуатационных расходов
и изыскание наиболее рентабельного варианта
с учетом требований охраны окружающей
среды.
Это обусловливает необходимость вы-
полнения в качестве завершающего этапа ста-
дии укрупненных лабораторных исследова-
ний технико-экономической оценки каждого
нового химического процесса в условиях
возможной его реализации в целях выясне-
ния экономической целесообразности даль-
нейшей его разработки и освоения.
Так, в результате детальных технологи-
ческих исследований и технико-экономиче-
ских расчетов по специально разработанной
методике (СредазНИИцветмет) выяснены за-
висимости между содержанием сурьмы в кон-
центратах и извлечением ее на стадиях обо-
гащения и металлургического передела в
определены оптимальные содержания металла
в концентратах. Установлено, что содержание
сурьмы в сульфидно-окисленных рудах при
гидрометаллургическом способе переработки
Должно быть 25—30 %, при пирометаллур-
гическом— 30—35%. Раздельное выделе-
ние сульфидного концентрата и окисленного
продукта позволяет повысить извлечение
сурьмы в готовую продукцию на 8—16 % при
гидрометаллургическом способе переработки
концентратов и на 3—10 % при пирометал-
лургическом с экономическим эффектом до
95 тыс. руб. в год при получении 1000 т ме-
таллической сурьмы.
Расходы на материалы при химической
переработке продуктов обогащения руд за-
висят от их вещественного состава и применяе-
мого технологического процесса. Большей
частью они составляют 20—65 % цеховой
себестоимости химических концентратов.
Наибольшие расходы приходятся на химиче-
ские реагенты, т. е. эти затраты часто яв-
ляются основной статьей, определяющей эко-
номическую приемлемость или неприемле-
мость разработанного химического процесса
для переработки каждого продукта.
В табл. III. 10 приведены обобщенные дан-
ные тех нико-экономической оценки трех
разработанных технологических схем полу-
чения скандия, германия и ниобия из низко-
сортных продуктов обогащения. Несмотря
иа различные сложности и масштаб устано-
вок, наибольшие затраты во всех случаях
приходятся на материалы (22,2—35,2 %) и
заработную плату (23,6—30,4 %). Аморти-
зационные отчисления составляют 8,6—
12,9 %, а энергозатраты 6—11,8 %.
Таблица HI. 10
Структура себестоимости химической переработки редкометальных продуктов (%) [92]
Статьи затрат Извлекаемые металлы
скандий германий и иоби ii
Основные расходы
Сырье 1.2 5,3 2,2
Материалы 22,2 35,2 29,5
Энергозатраты: 2,2 0,3 0,5
электроэнергия
вода 3,8 0,3 0,3
пар (0,35 МПа) — 7,0 5,9
мазут — —- 5,1
отопительный газ — 0,7 —
Зарплата рабочих с начислениями 25,9 18,1 25,1
Амортизация оборудования, зданий и со- — 12,9 8,6
оружений 0,1
Прочие — 3,0
Итого — 79,9 80,2
Накладные расходы
Зарплата ИТР, служащих, МОП с на- 44,7 5,5 5,3
числениями Текущий ремонт оборудования, зданий — 6,6 —
и сооружений Содержание основных средств — 4,0 14,5
Охрана труда — 2,2 —
Прочие цеховые расходы — 1,8 —
И т о го — 20,1 19,8
Всего 100 100 100
Товарная продукция Окись скандия Техническая 75 % по NbaOe
ОС-99 двуокись химический
германия концентрат
Структура себестоимости ниобиевого хи-
мического концентрата приведена примени-
тельно к сульфатно-пероксид ной установке
средней производительности, продукция
установки используется для получения ферро-
ниобия.
В приведенном примере рентабельность
химической переработки обусловлена низкой
стоимостью сырья. Однако в структуре себе-
стоимости продукции химико-металлургиче-
ских установок значительные затраты могут
приходиться на получение исходных пром-
продуктов для химических процессов — ме-
тодами механического обогащения, зачастую
характеризующимися несовершенством и не-
экономичностью технологии доизвлечепия и
концентрирования ценных элементов, а также
высокой стоимостью новых флотационных реа-
гентов (например, затраты на доизвлечение
тантало-ниобиевых минералов из хвостов
некоторых гравитационных фабрик дости-
гают 10—20 % общих затрат на производство
химических концентратов).
Сравнение трех возможных методов пере-
работки ферромолибдитовых концентратов
(табл. III. 11) показало, что наиболее деше-
вый парамолибдат аммония может быть по-
лучен по схеме обжига с известью, а схемы
обжига с хлористым натрием и хлорирования
газообразным хлором, несмотря на более
высокое извлечение молибдена и возмож-
ность выпуска по последней схеме второго
товарного продукта — катодного железа,
менее экономичны.
При одинаковой производительности по
исходному концентрату и практически оди-
наковых капитальных затратах на обогаще-
ние капитальные вложения на создание хи-
мико-металлургического производства по
схеме хлорирования хлором в 3 раза выше,
чем по схеме обжига с известью, при которой
меньше и эксплуатационные затраты.
Метод хлорирования, определивший успеш-
ное решение проблем производства титана
из ильменитовых концентратов и комплекс-
ной переработки лопарита, целесообразен
не во всех случаях. Сравнение его с сульфат-
но-пероксидным методом применительно
к бедным танталовым концентратам при про-
изводительности 1000 т/год показало, что
капитальные затраты на хлорную техноло-
гию на 37 % выше из-за большей вместимости
и стоимости здания и более сложного обору-
дования для разложения концентрата. Не-
153
Таблица III.11
Технико-экономическое сравнение химико-металлургических схем переработки
ферромолнбдитового концентрата [92]
Показатели Обжиг с известью Обжиг с хлористым н атрием ХлОрнрОВа - ние газооб- разным хло- ром
Годовой выпуск, т;
парамолибдата аммония 728,9 707,1 712,9
молибдена в нем 373,9 362,8 365,7
Капитальные затраты на металлургию, млн, руб. 1,15 1,15 3,47
Годовые эксплуатационные затраты, тыс. руб, 3557,49 3638,39 4686,08
Условная годовая прибыль, тыс. руб. 1544,8! 1311,45 1573,48
Рентабельность, % 43,4 36,0 33,6
Окупаемость капитальных вложении, годы 2,2 2,8 3,8
смотря па мепьшие затраты на реагенты при
хлорной технологии вследствие повышен-
ного расхода электроэнергии эксплуатацион-
ные расходы не снижаются. Поэтому хлор-
ная технология в данном случае признана
экономистами неэффективной.
Расчеты показывают, что при переработке
бедного сырья большую роль играет концен-
трация ценного элемента в нем на начальных
стадиях процесса, а также селективность от-
деления его в этом цикле от примесей. Эти
факторы в значительной степени определяют
потери в последующих операциях и их число,
что в целом существенно влияет на стоимость
получаемой продукции. В частности, усо-
вершенствование технологии получения скан-
дия из отходов оловянных и вольфрамовых
предприятий введением жидкостной экстрак-
Таблица 111.12
ции скандия алкилфосфорными кислотами
позволило снизить себестоимость окиси скан-
дия на 7—10%.
Детальные технико-экономические рас-
четы выполнены для определения экономиче-
ской эффективности процесса Мостовича [32 ].
В нем основные затраты на реагенты опреде-
ляются стоимостью серной кислоты (15—
40 кг/т руды) и осадителя меди—желез а
(0,9—2,5 т/т меди). Этот процесс применяется
для переработки «упорных» руд, при обога-
щении которых по обычной схеме извлечение
меди не превышает 30—40 %. Для такого
сырья возможно предполагать, что затраты
на реагенты окупятся доизвлеченной медью.
Данные о переработке четырех проб медной
руды, приведенные в табл. III.12, показы-
вают, что при условном содержании меди
Показатели обогащения «упорных» окисленных медных руд по разным схемам обогащения [32]
Содержание меди, усл, ед.
Показатели 1,0 0,8 | 0,66 0.56
Схема прямой флотации
Извлечение меди, % Себестоимость 1 т, руб.: 41,8 38,2 31,6 26,3
переработки руды 3,36 3,36 3,30 3,30
получения меди 820 1126 1630 2320
Комбинированная схема
Извлечение меди, % Себестоимость 1 т, руб.: 74,1 68,5 62,0 59,0
переработки руды 4,39 4,33 4,20 4,15
получения меди 605 810 1040 1280
Меди, доизвлеченной в концентрат 317 408 426 440
Схема, включающая флотацию «головки» и переработку
хвостов по комбинированной схеме
Извлечение меди, % 74,6 69,9 61,4 59,5
Себестоимость 1 т, руб.: переработки руды 3,99 3,96 3,88 3,80
Меди, дополнительно доизвлеченной в концентрат 196 249 274 274,2
154
Таблица III.13
Технико-экономические показатели переработки цинково-медного промпродукта
пирометаллургическим и гидрометаллургическими способами
Показатели Обжи г-валь- цевание Сульфатизи- руклций об- жиг-сульфа- тизация 1 1 Автоклавное выщелачива- ние
Извлечение в товарные продукты, %: цинка 87,0 92,0 86,0
кадмия 80,5 82,0 81,8
меди 95,0 95,8 97,8
серы 89,9 89,9 98,9
Капитальные затраты, руб.: на 1 т промпродукта 202,6 175,6 78,4
на 1 руб. товарной продукции 1,37 1,02 0,67
Эксплуатационные затраты на 1 т промпродукта, 106,0 118,0 87,2
руб. Приведенные затраты на 1 руб. товарной продук- 1,09 0,97 0,95
ции, руб. Коэффициент эффективности использования основ- 0,18 0,26 0,29
иых фондов Выпуск товарной продукции на одного рабочего 75,5 120,6 175,0
в руде от 0,56 до 1 %, стоимость дополни-
тельно извлеченной комбинированным мето-
дом меди ниже отпускной цены на нее.
Следовательно, в рассмотренных примерах
во всех случаях при переработке руды по
прямой схеме себестоимость меди выше, чем
по комбинированной.
Аналогичные сравнительные технико-эко-
номические расчеты результатов обогащения
по различным схемам проб, содержащих
0,6 % меди и не менее 25 % окисленной
меди, показали, что дополнительные затраты
на комбинированный процесс обогащения
полностью окупаются, если дополнительное
извлечение меди составляет свыше 20 %.
При решении вопроса о целесообразности
переработки бедных руд следует принимать
во внимание, что затраты на их добычу неиз-
бежны, так как они должны быть удалены
в отвал при вскрытии карьера. В случае обо-
гащения этих руд необходимо учитывать не
только стоимость их переработки, но и то, что
по комбинированной схеме получают кон-
центраты с содержанием меди почти в 2 раза
больше, чем по схеме прямой флотации.
В работах института Гинцветмет установ-
лена следующая зависимость между содер-
жанием меди в концентрате и себестои-
мостью металлургического передела I т чер-
новой меди:
Содержание меди в кон-
центрате, % ........ 14 22 30
Себестоимость I т черно-
вой меди, руб............165 106,7 77,4
Если учесть снижение в 2 раза выхода мед-
ного концентрата, а также более благоприят-
ную экономику металлургического передела,
общая экономия от внедрения комбинирован-
ного процесса будет еще более значитель-
ной.
На основании проведенных технико-эко-
номических расчетов выяснено, что комбини-
рованный процесс лишь тогда экономически
целесообразен, когда с его помощью допол-
нительно извлекается из руды не менее 0,2 %
меди. Если же учесть при этом экономию ме-
таллургического передела в результате по-
вышения качества концентратов, уже допол-
нительное извлечение 0,1 % меди из руды
может быть рентабельно.
Фирмы «Холмс» и «Новер» разработали
вместо цементации процесс жидкостной экс-
тракции и электроэкстракции меди из рас-
творов. В условиях Австралии этот процесс
обеспечивает рентабельную работу гидро-
металлургических установок при содержании
меди в исходном материале >0,1 %.
Технико-экономическая оценка различных
способов переработки медно-цинковых пром-
продуктов (16,8 % Zn; 6,7 % Си) уральских
обогатительных фабрик выполнена инсти-
тутом «Унипромедь». Приведенные
в табл. III.13 данные по трем способам пере-
работки цинково-медного промпродукта ука-
зывают на предпочтительность гидрометал-
лургических способов перед пирометаллур-
гическим, так как первые обеспечивают мень-
шие капитальные затраты, большую рента-
бельность производства и удельную произво-
дительность труда. Из рассмотренных трех
способов наиболее рациональным является
автоклавный. При его применении медь,
благородные металлы и до 99 % серы концен-
трируются в автоклавном нерастворимом
остатке, который пригоден для переработки
иа медеплавильном заводе. Цинк и кадмий
переходят в раствор, из которого извлекаются
в товарную продукцию по стандартной схеме.
В то же время приведенные затраты на 1 руб.
155
Таблица III.14
Технико-экономические 'показатели предприятий подземного выщелачивания урановой
промышленности США [25]
Показатель ПВ пласто- вого место• рождения Традицион- ные методы добычи и пе- реработки
Содержание в руде U3OS, % 0,065 0,15
Производительность предприятия по UsOe, т/год 900 900
Число предприятий 4 3
Продолжительность периода от начала строительства до вы да- 2—3 7—10
чи продукции, лет
Число технологических операций 8 17
Дата отгрузки первой продукции 1977 г. 1982 г.
Капитальные затраты, млн. долл.:
максимальные 16 70
минимальные 8 40
Удельные капитальные затраты (на 1 кг U3OH в год), долл.:
максимальные 17,6 77
минимальные 9,0 44
Общие (эксплуатационные) расходы (на 1 кг U3O8), долл.:
3 рудника + 1 завод "— 25,3
4 установки подземного выщелачивания 19,8 -—
Расходы на рекультивацию (на 1 кг U3O8), долл. — 1.1
Стоимость производства первой продукции, долл./кг 26,2 68,0
товарной продукции (минимальные —
0,95 руб.) свидетельствуют о низком уровне
рентабельности разработанных способов.
Технико-экономическими расчетами уста-
новлено, что применение гидрометаллургиче-
ского способа извлечения висмута целесооб-
разно при его содержании в исходном про-
дукте не менее 0,3—0,5%. В случае приме-
нения экстракционного выделения висмута
из солянокислых растворов могут быть по-
лучены высококачественный металл и чистые
соединения висмута. Стоимость основных
реагентов составляет не более 13 % стоимо-
сти висмутовой продукции. Прн содержании
висмута ниже 0,3 % затраты на реагенты
возрастают в 6 раз. В этом случае гидроме-
таллургическое извлечение висмута может
оказаться рентабельным лишь при попутном
извлечении других ценных компонентов или
осуществлении полной регенерации избыточ-
ной соляной кислоты после выщелачивания
висмута.
Для представления об эффективности при-
менения подземного выщелачивания в ура-
новой промышленности в табл. 111.14 обоб-
щены показатели гор но-рудных предприятий
США |25].
Рассмотренные примеры подтверждают
важность технико-экономической оценки
комбинированного процесса обогащения уже
на первых стадиях его разработки. В настоя-
щее время имеются экономически целесооб-
разные технологические решения не только
для переработки труднообогатимых редко-
метальных руд, но и для переработки руд
более дешевых металлов — меди, цинка,
свинца и марганца.
Значительный положительный опыт при-
менения химических процессов обогащения
свидетельствует о целесообразности дальней-
ших непрерывных работ по разработке, со-
вершенствованию и более широкому внедре-
нию. химической технологии в переработку
труднообогатимого минерального сырья.
РАЗДЕЛ IV
СТОЧНЫЕ ВОДЫ
ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИК, ИХ ОЧИСТКА
И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ
ПРИ ОБОГАЩЕНИИ РУД
на обогатительную фабрику после обработки
или без нее. Использование свежей воды на
производственные нужды допускается лишь
для восполнения естественной ее убыли
(испарение в хвостохранилище, убыль влаги
с продуктами обогащения), а также при огра-
ниченном расходе для проведения некоторых
перечистных операций.
Загрязнение сточных вод заметно снижается
при замене в процессах обогащения особо
токсичных (цианиды) и трудноудаляемых
(крезол, фенол, пиридин) веществ. Важное
значение имеет создание условий, предотвра-
щающих попадание в сточные воды масел,
применяемых для смазки мельниц и другого
оборудования.
Глава 1
Сточные воды
обогатительных фабрик
§ 1. Общие сведения
Сточные воды обогатительных фабрик содер-
жат твердые частицы различной крупности,
а также растворенные и диспергированные
в воде вещества. Основными источниками
загрязнения сточных вод являются органи-
ческие и неорганические флотационные реа-
генты, а также продукты их взаимодействия
с компонентами руды.
Радикальное решение проблемы охраны
водоемов от загрязнения сточными водами
обогатительных фабрик — организация обо-
ротного водоснабжения, при котором сточные
воды, полученные при обогащении руды, не
сбрасываются на рельеф местности, а воз-
вращаются для повторного использования
§ 2. Условия сброса сточных вод
в водные объекты
Сточные воды запрещается сбрасывать в вод-
ные объекты при следующих условиях:
если при рациональной технологии эти
воды могут быть использованы в системах
оборотного водоснабжения;
если сточная вода содержит ценные от-
ходы, которые могут быть утилизированы
на данном или других предприятиях;
если в сточной воде содержатся вредные
вещества, для которых не установлены пре-
дельно допустимые концентрации (ПДК).
Общие требования к составу и свойствам
воды водных объектов в пунктах хозяйствен-
но-питьевого п культурно-бытового водо-
пользования и к составу и свойствам воды
водных объектов, используемых для рыбо-
хозяйственных целей, приведены в табл. IV. I
и IV.2.
В табл. IV.3 и IV.4 указаны предельно
допустимые концентрации в воде водных
объектов некоторых вредных веществ (при-
менительно к сточным водам обогатительных
фабрик).
Таблица IV.1
Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов у пунктов хозяйственно-
питьевого и культурно-бытового водопользования (Из «Правил охраны поверхностных вод
от загрязнения сточными водами», утвержденных Министерством мелиорации и водного
хозяйства СССР, Министерством рыбного хозяйства СССР и Главным государственным сани-
тарным врачом СССР 16 мая 1974 г., № 1166)
Показатели Категория водопользования
для централизованного или не- централизолainiого хозяйственно- пнтьевого водоснабжения, а также для водоснабжения пищевых предприятий для купания, спорта и отдыха населении, а также для водоемов в черте населенных, пунктов
Взвешенные вещества Содержание взвешенных веществ не должно увеличиваться боль- ше чем на: 0,25 мг/л | 0,75 мг/л Для водоемов, содержащих в межень более 30 мг/л природных минеральных веществ, допускается увеличение содержания взве- шенных веществ в воде в пределах 5 % Взвеси со скоростью выпадения более 0,4 мм/с для проточных водоемов и более 0,2 мм/с для водохранилищ к спуску запре- щаются
157
Продолжение табл. IV.t
Показатели Категория водопользования
для централизованного или не- цептрализованного хозяйствен но- питьевого водоснабжения, а также для водоснабжения пищевых предприятий для купания, спорта и отдыха населения, а также для водоемов в черте населенных мест
Плавающие примеси (ве- щества) Запахи, привкусы На поверхности водоема не должны обнаруживаться плавающие пленки, пятна минеральных масел и скопление других примесей Вода не должна приобретать запахи и привкусы интенсивностью более двух баллов, обнаруживаемые: непосредственно или при последу- непосредственно ющем хлорировании [ Вода не должна сообщать посторонних запахов или привкусов мясу рыб
Окраска Не должна обнаруживаться в столбике: 20 см [ 10 см
Температура Летняя температура воды в результате спуска сточных вод не должна превышать более чем на 3 °C по сравнению со средне- месячной температурой воды самого жаркого месяца года за по- следние 10 лет
Реакция Не должна выходить за пределы 6,5—8,5 pH
Минеральный состав Не должен превышать по сухому ос- татку 1000 мг/л, в том числе хлори- дов 350 мг/л и сульфатов 500 мг/л Нормируется по приве- денному выше показа- телю «привкусы»
Растворенный кислород Не должен быть менее 4 мг/л в любой период года в пробе, ото- бранной до 12 ч дня
Биохимическая потреб- ность в кислороде (БПК) Полная потребность воды в кислороде вышать: 3 мг/л при 20 °C не должна пре- 1 G мг/л
Возбудители заболева- ний Вода не должна содержать возбудителей заболеваний. Сточные воды, содержащие возбудители заболеваний, должны подвер- гаться обеззараживанию после предварительной очистки
Ядовитые вещества Не должны содержаться в концентрациях, могущих оказать прямо или косвенно вредное действие на организм и здоровье населения
Таблица IV.2 Общие требования к составу и свойствам воды водных объектов, используемых для рыбохозяйственных целей
Показатели Категория водопользования
Водные объекты, исполь- зуемые для сохранения и воспроизводства видов рыб, обладающих высо- кой чувствительностью к кислороду В одн ые объе кты, испол ь- зуемые для всех других рыбохозяйственных целей
Взвешенные вещества Содержание взвешенных веществ, по сравнению с природными, не должно увеличиваться более чем на: 0,25 мг/л 1 0,75 мг/л Для водоемов, содержащих в межень более 30 мг/л природных минеральных веществ, допускается увеличение содержания их в воде в пределах 5 %. Взвеси со скоростью выпадения более 0,4 мм/с для проточных водоемов и более 0,2 мм/с для водохра- нилищ к спуску запрещаются
Плавающие примеси (ве- щества) На поверхности водоема не должны обнаруживаться пленки нефте- продуктов, масел, жиров и других примесей
Окраска, запахи и при- вкусы Вода не должна приобретать посторонних запахов, привкусов и окраски и сообщать их мясу рыб
158
Продолжение табл. IV.2
Показатели Категория водопользования Водные объекты, исполь- зуемые для сохранения и воспроизводства видов . Водные объекты, пслоль- рыб, обладающих лысо- чуемые для всех других кой чувствительностью рыбохозяйственных целен к кислороду i
Температура Температура воды не должна повышаться по сравнению с естест- венной температурой водоема более чем на 5 °C с общим повы- шением температуры не более чем до 20 °C летом и 5 °C — зимой для водоемов, в которых обитают холодноводные рыбы (лососе- вые и сиговые) и более чем до 28 °C летом и 8 °C зимой — для остальных водоемов. На местах нерестилищ налима запрещается повышать температуру воды зимой более чем до 2 °C
Реакция Не должна выходить за пределы 6,5—8,5 pH
Растворенный кислород В зимний (подледный) период ле должен быть ниже: 6 мг/л 4 мг/л
Биохимическая потреб- ность в кислороде (БПК) Полная потребность воды в кислороде (при 20 °C не должна превышать 3 мг/л). Если в зимний период содержание растворен- ного кислорода в воде первого вида водопользования снижается до 6 мг/л, а в водоемах второго вида — до 4 мг/л, то можно допу- стить сброс в них только тех сточных вод, которые не изменяют БПК воды
Ядовитые вещества Не должны содержаться в концентрациях, могущих оказать пря- мое или косвенное вредное воздействие иа рыб и водные организ- мы, служащие кормовой базой для рыб
Примечание. Из тех же «Правил», что и табл. [V.I.
Таблица IV.3
Предельно допустимые концентрации некоторых вредных веществ в воде водных объектов
хозяйственно-питьевого и культурно-бытового водопользования (Из перечней, утвержденных
Главным государственным санитарным врачом СССР 16 мая 1974 г., № 1166 и 14 ноября 1974 г.,
№ 1194)
Компонент Лимитирующий показатель вредности Предельно допусти мая центрация. мг/л KOtl -
Бенам Бериллий Ванадий Висмут Вольфрам Гептиловый спирт Кадмий Кобальт Крезол Метанол Молибден Мышьяк 0-нафтол Никель Нитраты (по азоту) Ниобий Нониловый спирт Пиридин Роданиды Ртуть 1 Санитарно-токсикологи- ческий То же » » » я я я & >5 0,5 0,0002 0,1 0,1 0,1 0,005 0,01 1,0 0,004 3,0 0,5 0,05 0,4 0,1 10,0 0,01 0,01 0,2 0,1 0,005
159
Продолжение таблицы IV.3
Компонент Лимитирующий показатель вредности Предельно допустимая кон- центрация, мг/л
Свинец Санитарно-токсикологи- о,1
ческий
Селен 0,001
Стронций Я 2,0
Сурьма » 0,05
Теллур » 0,01
Ферроцианиды » 1,25
Фтор » 1,5
Цианиды )> 0,1
Циклогексанол 0,5
Циклогексанон » 0,2
Аммиак (по азоту) Общесанитарный 2,0
Изобутиловый спирт То же 1,0
Синтетические жирные кисло- В пределах, допустимых расче-
ты (С5—Cjo) том на содержание органиче-
ских веществ в воде водоемов.
и по показателям ВПК и ра-
створенного кислорода
Сульфиды » Отсутствие
Титан » 0,1
Хлор активный * » Отсутствие
Цинк » 1.0
Аллиловый спирт Органолептически й 0,1
Амины жирного ряда
С7—С9 То же 0,1
Сц>—С16 0,04
С1в~~Сго » 0,03
Барий Органолептический 4,0
Бутиловый спирт То же 1,о
Дитиофосфат крезиловый £ 0,001
Изопропиловый спирт » 0,25
Керосин 0,1
Ксантогенат бутиловый £ 0,001
Ксилол 0,05
Медь 1,0
Нафтеновые кислоты 0,3
ос-нафтол » 0,1
Нефть многосернистая в 0,1
Нефть простая я 0,3
Пропиловый спирт 0,25
Сапонин )> 0,2
Сероуглерод £ 1,0
Толуол » 0,5
Фенол 0,001
Хром » 0,1
Поверхностно-активные веще-
ства (ПАВ):
Алкилбензосульфонаты » 0,5
(АБС)
Ал килсульфон аты 0,5
Алкилсульфаты )> 0,5
Динатриевая соль моноалкил- )} 0,5
сульфоянтарной кислоты (ДНС)
Флотационные реагенты:
АНП-2 > 0,4
АПН 0,05
ОП-7 0,4
ОП-Ю » 1,5
ОПС-Б Общесанитарный 2,0
ОПС-М Санитарно-токсикологи- 0,5
ческий
Т-66 То же 0,2
160
Продолжение табл. IV.3
Компонент Лимитирующий показатель вредности Предельно допустимая кон- центрация, мг/л
Гидролизованный бутиловый Органолептический 0,001
аэрофлот Флокулянты: ВА-2 (полистиролы!ый) Санитарно-токсикологи- 0,5
ВА-2-Т (поливинилтолуоль- ческнй То же 0,5
ный) В А-102 2,0
ВА-212 2,0
Полиакриламид 2,0
* Требование не относится к остаточному хлору, содержащемуся в очищенных сточных водах.
Таблица IV.4
Предельно допустимые концентрации
некоторых вредных веществ в воде водных
объектов, используемых для
рыбохозяйственных целей (Из перечней,
утвержденных Министерством рыбного
хозяйства СССР 16 мая 1974 г., № 1166 и
24 июня 1975 г., № 30-1-11)
Компонент Лимитирую- щий показа- тель вред- ности Предель- но допу- стимая кон цен - траиня м г/ л
Аммиак Токсико- логический 0,05
Бензол 0,5
Бутиловый спирт я 0,03
Кадмий » 0,005
Кобальт £ 0,01
Ксантогенат бути- ловый )> 0,03
О-крезол 0,003
.Магний 50,0
.Медь 0,01
Никель » 0,01
ОП-7 )> 0,3
ОП-Ю 0,5
Пиридин » 0,01
Свинец » 0,1
Хлор свободный
Цинк £ 0,01
Цианиды 0,05
Толуол 0,5
Нефть, нефтепро- Рыбохозяй- 0,05
дукты ственный
Фенолы » 0,001
При поступлении в водные объекты не-
скольких веществ с лимитированным пока-
зателем вредности сумма отношений концен-
траций (Съ С2, Сп) каждого из этих ве-
ществ к соответствующим предельно допусти-
мым концентрациям (ПДК) не должна превы-
шать единицы:
Cj/ПДК! -f- С2/ПДК2 • • —(- Сп/ПДКп^ 1.
§ 3. Характеристика сточных вод
обогатительных фабрик
Образующиеся на обогатительных фабриках
производственные сточные воды могут быть
разделены на две основные неравные группы:
хвосты в виде пульпы и различные сливы,
в том числе сливы сгустителей концентратов.
Хвосты составляют подавляющую часть
(60—90 %) общего объема всех сточных
вод фабрики. В них концентрируются неруд-
ные компоненты в виде твердых частиц раз-
личной крупности. Содержание твердого
в хвостах составляет 20—40 %.
Сливы сгустителей представляют собой раз-
жиженные пульпы и содержат растворенные
и диспергированные вещества.
В табл. IV.5 приведены средние данные по
содержанию основных металлов и анионов
в сточных водах обогатительных фабрик цвет-
ной металлургии.
Важной характеристикой сточных вод
является величина pH, которая колеблется
в пределах от 8 до 12. Содержание ионов каль-
ция и магния обусловливает жесткость сточ-
ных вод. Концентрация ионов тяжелых ме-
таллов (часто в виде цианистых комплексов)
сравнительно невелика. Однако она значи-
тельно превосходит ПДК. Суммарное содер-
жание сульфатов и хлоридов составляет
около 1 г/л.
При правильном ведении процесса обога-
щения такие флотационные реагенты, как
ксантогенаты, дитиофосфаты, вспениватель
Т-66 и т. п., содержатся в сточных водах в ко-
личестве около 1 мг/л.
Хвостовая пульпа, отдельно или в смеси
с другими сливами, поступает в хвостохрани-
лище.
Хвостохранилище представляет собой
гидротехническое сооружение в виде боль-
шой открытой чаши. Здесь под действием силы
тяжести твердые частицы оседают — проис-
ходит укладка хвостов. Жидкая фаза хвосто-
вой пульпы — слив непрерывно вытекает из
хвостохранилища и используется в качестве
оборотной (повторно используемой) воды,
а когда это невозможно, частично сбрасы-
6 Заказ 34
161
Таблица 1V.5
Химический состав сточных вод обогатительных фабрик (средние данные)
Полиметаллические (медно-свинцово-цинкосые) руды
Слив сгустителя кон-
центрата:
медного 9,6 435 220 30 18 1,5 1,1 3,2 0,17 330 120 213 160
свинцового 9,3 280 92 11 8 1,4 0,30 145 210 121 НО
цинкового 10,4 156 140 7 2 2,7 1,1 0,30 38 215 140 38
Хвосты 9,9 100 104 8 4 2,0 0,6 0,70 80 400 150 110
Слив хвостохранилп- 8,5 150 100 15 0,5 0,8 0,1 0,30 75 410 160 5
ща
Полиметаллические баритсодержащие руды
Слив сгустителя кон- центрата: медного свинцового 10,2 8,8 14 32 74 15 21 47 9 3,4 8,0 0,1 1,2 0,34 277 21 127 100 58 200 64
цинкового 12,2 — 173 196 1 9,5 3,3 0,8 57 293 50 4
баритового 8,7 31 82 55 0,5 1,2 0,4 0,25 34 330 51 1,5-
Хвосты 9,7 24 84 75 5,6 6,1 1,5 0,7 38 339 3 10
Слив хвостохранили- ща 9,0 30 80 70 0,7 0,5 0,3 0,2 40 400 7 5
вается на рельеф с соблюдением санитарно-
гигиенических требований.
В хвостохранилище под воздействием био-
логических и атмосферных факторов проте-
кают сложные химические процессы, влияю-
щие на состав жидкой фазы сточных вод: су-
щественно снижается pH (с 11—12 до 7—8,
а иногда и ниже), уменьшается содержание
тяжелых металлов, сульфидов, цианидов,
ксантогенатов, ди тиофосфатов, снижается
окисляемость. Соединения тяжелых металлов
переходят в осадок. Сульфиды окисляются
до сульфатов или до промежуточных соеди-
нений. Концентрация цианидов снижается
благодаря аэрации воздухом, а также био-
химическому окислению с последующим ги-
Таблица IV.6
Изменение состава сточных вод в хвостохраннлищах обогатительных фабрик
Сточная вода pH Окисляе- мость. мт О/л Содержание, мг/л
1 Cu2+ Zn2+ РЬ! + CN- ге,|
СвинцовО‘Цинковые руды
Общая, поступающая в хвостохра- 11,0 38 — 0,42 0,08 2,8 1,3.
нилище
Слив хвостохранилища 8,7 7 — 0,23 0,01 Отс. 0,1
Общая, поступающая в хвостохра- Н,5 38 0,3 0,3 0,02 2,0 0,3
нилище
Слив хвостохранилища 7,6 22 Отс. 0,06 Отс. 0,03 Отс.
Общая, поступающая в хвостохра- П,8 77 0,1 0,18 0,09 Отс. 8,0
нилище
Слив хвостохранилища 8,3 43 0,1 --- — — —
Свинцово-цинково-баритные руды
Хвосты 8,7 67 10,0 11,6 Оте, — —
Слив хвостохранилища 7,0 31 4,0 0,47 Отс. - —
Хвосты 10,8 31 1,2 0,7 1,5 4,8
Слив хвостохранилища 8,4 20 0,02 0,1 0,08 2,3 —
162
дролизом. Ксантогенаты и дитиофосфзты
окисляются растворенным в воде кислоро-
дом [47].
В табл. IV.6 приведен состав сточных вод
до и после хвостохранилища па нескольких
обогатительных фабриках, перерабатываю-
щих полиметаллические руды.
Таким образом, хвостохранилище обога-
тительной фабрики, предназначенное, в основ-
ном, для складирования отвальных хвостов,
одновременно служит очистным сооружением.
Рис. IV.1, Кинетика оседания твердых (грубо-
дисперсных) веществ:
1 — без коагулянта^ 2 — с гашеной известью
(0,3 г/л СаО)
Глава 2
Очистка сточных вод
§ 1. Очистка сточных вод от
грубодисперсных веществ—
осветление
Хвостовая пульпа содержит до 40 % твердых
частиц, которые осаждаются в хвостохра-
пилище.
При отстаивании в хвостохранилище пове-
дение твердых частиц зависит от степени
их дисперсности, температуры, pH среды
и состава жидкой фазы. Хвостовая пульпа,
полученная при флотации с применением
извести в сильнощелочной среде (pH 10—12),
обычно осветляется в хвостохранилище бы-
стро и хорошо. Хуже осветляется хвостовая
пульпа, полученная при флотации в среде,
близкой к нейтральной. Применение в ка-
честве реагента жидкого стекла (в частности,
при пропарке концентратов), как правило,
приводит к образованию в пульпе коллоид-
ных частиц, ухудшающих ее осветление.
Для определения степени осветления хво-
стовой пульпы исследуют кинетику оседания
твердой фазы. Для этого измеряют объем
осадка, выпавшего в течение заданного вре-
мени в пробе известного объема (определение
по объему). Можно также находить массовые
количества оседающих веществ по разности
между содержанием их в пробе до и после ее
отстаивания (определение по массе). Подробно
эти методы изложены в литературе [88 ].
При медленном отстаивании хвостовой
пульпы применяют коагулянты, ускоряющие
оседание тонких частиц и способствующие
также уплотнению выпадающего осадка.
В отечественной практике в качестве коагу-
лянта на обогатительных фабриках исполь-
зуют главным образом известь. Расход ее
зависит от состава сточных вод и колеблется
от 0,05 до 1 кг активной СаО на 1 м3 хвостовой
пульпы. Фактическое потребление техниче-
ской извести устанавливают, исходя из со-
держания в ней активной СаО (62 %, считая
на активное сухое вещество, практически —
несколько ниже).
('.одержание активной СаО определяют
сахаратным методом. 11ри анализе сухой
навести в коническую колбу вместимостью
(г
250 мл помещают две-три стеклянные бу-
сины, наливают 35—40 мл дистиллированной
воды и кипятят 3—5 мин для удаления из
колбы воздуха, содержащего СО2. Затем
закрывают колбу резиновой пробкой, соеди-
ненной с трубкой с натронной известью, и
быстро охлаждают под струей водопровод-
ной воды. Быстро смешивают 0,1—0,2 г
извести, предварительно хорошо измельчен-
ной, и всыпают в колбу с охлажденной водой.
Закрывают пробкой, взбалтывают 3—4 мин.
Затем в колбу всыпают 3—4 г сахарозы и
вновь перетирают бусами в течение 5—10 мин,
затем добавляют пять капель фенолфталеина
и титруют 0,1 М раствором НО до обесцве-
чивания.
Содержание активной СаО (%) вычисляют
по формуле
СаО = м2,8 ЮХ,
где п — количество 0,1 М НС1, израсходо-
ванной на титрование, мл; 2,8 — титр
0,1 М НС1, мг по СаО; X — навеска СаО,
взятой для анализа, мг.
Для коагулирования осадков с целью
осветления и очистки воды гашеную известь
применяют в виде известкового молока. При
анализе известкового молока поступают точ-
но так же, как и при анализе сухой извести,
внося в колбу определенное количество из-
весткового молока в зависимости от его кон-
центрации. Содержание активной СаО в из-
вестковом молоке (мг в 1 мл раствора) вы-
числяют по формуле
СаО-2,8п/Т,
где и— количество 0,1 М НС1, израсходо-
ванной на титрование, мл; V — количество
известкового молока, взятого для анализа,
мл.
В качестве примера на рис. IV. 1 показано
коагулирующее действие извести на твердые
частицы общих сточных вод вольфрамо-
молибденовой обогатительной фабрики (25 %
твердого). Из кривой видно, что вначале
осветление протекает сравнительно быстро,
а затем, когда оседают тонкие частицы, —
замедляется.
163
Прн осветлении сточных вод и их очистке
на обогатительных фабриках кроме извести
используют следующие реагенты:
сульфат железа FeSO4 7Н2О — железный
купорос (I и II сорта, ГОСТ 6981—75);
сульфат алюминия A12(SO4)3 18Н2О в виде
сернокислого глинозема (ГОСТ 5155—74),
содержащего 9 % А12О3 или в виде очищен-
ного (14—16 % А12Он) технического серно-
кислого алюминия (ГОСТ 12966—75).
Расход сульфатов железа и алюминия уста-
навливают опытным путем. По данным ин-
ститута Механобр, для хорошего осветления
в зависимости от характеристики хвостовой
пульпы требуется от 0,1 до 0,6 кг/м3. Суль-
фаты железа и алюминия обычно применяют
в виде 10%-ных водных растворов. Посту-
пающие на обогатительную фабрику желез-
ный купорос или сернокислый глинозем под-
вергают грохочению, а затем подают в чаны
с мешалкой для растворения.
Известковое молоко и растворы других
коагулянтов для лучшего контакта и пере-
мешивания обычно вводят в начало пульпо-
провода, по которому пульпа от фабрики
транспортируется в хвостохранилище. Суще-
ственного снижения расхода коагулянта
(в 2—3 раза) в определенных условиях
можно достичь при проведении коагулирова-
ния после естественного осаждения основной
массы грубодисперсных частиц.
При подаче извести pH сточных вод по-
вышается (иногда до 12). При коагулирова-
нии твердых частиц солями железа и алюми-
ния pH, наоборот, понижается. Это следует
учитывать при организации оборотного водо-
снабжения, а также при сбрасывании сточ-
ных вод в водоемы, для которых значение pH
не должно выходить за пределы 6,5—8,5.
Поэтому в ряде случаев пользуются смесью
извести и сульфатов железа или алюминия.
При этом соотношение компонентов смеси
можно подобрать таким образом, чтобы при
хорошем осветлении pH находился в допу-
стимых пределах.
Известь, сульфаты железа и алюминия,
наряду с коагулированием твердых частиц,
снижают содержание в сточных водах неко-
торых вредных веществ, в частности жирных
кислот.
Осветлению сточных вод могут способ-
ствовать флокулянты: полиакриламид,
ПАНГ (гидролизованный полиакрилони-
трил), высокомолекулярные полимеры типа
КОДТ и др.
Полиакриламид выпускается в виде 8 % -
ного гелеобразного продукта, из которого
готовят при нагревании и перемешивании
0,1 %-ный водный раствор. Полиакриламид
оказывает эффективное действие только в на-
чальной стадии осветления. При длительном
отстаивании в хвостохранилище он не ока-
зывает существенного влияния на уплотне-
ние осадка, С учетом этого, а также вслед-
ствие сравнительно высокой стоимости поли-
акриламид редко применяют для осветления
хвостовой пульпы обогатительных фаб-
рик.
§ 2. Химическая очистка сточных
вод
Наибольшее распространение на обогати-
тельных фабриках получили реагентные ме-
тоды очистки, связанные с применением
гашеной извести, известняка, хлорной из-
вести, гипохлорита кальция, жидкого хлора,
железного купороса и других химических
веществ.
Очистка от ионов тяжелых
металлов (меди, никеля, цннка, свинца,
кадмия) может быть осуществлена осажде-
нием их в виде труднорастворимых в воде
соединений.
Ионы меди переводят в гидроксид Cu(OH)j
или в основную соль Си&(ОН)2СОэ. Произ-
ведение растворимости Си(ОН)2 равно 5Х
X 1030, что указывает на незначительную
растворимость гидроксида меди в воде.
Растворимость Си2(ОН)2СО3 практически рав-
на нулю. Для лучшего осаждения ионов меди
необходимо одновременное присутствие в рас-
творе гидроксильных и карбонатных ионов.
Реагентом, который может дать оба указан-
ных иона, является известь III сорта, со-
держащая наряду с СаО и СаСО3 (недожог).
При осаждении ионов никеля известью
следует иметь в виду, что произведение рас-
творимости Ni(OH)2 в воде равно 2 • 10"15,
а растворимость основной углекислой соли
N(ОН)2СО3 практически равна нулю. В этом
случае также рекомендуется применять из-
весть III сорта. Для более полного коагули-
рования образующегося осадка необходимо
добавлять соль трехвалентного железа (на-
пример, хлорное железо). Практически уста-
новлено, что для очистки сточной воды, со-
держащей 25 мг/л никеля и имеющей pH
около 6, оптимальный расход составляет:
извести при пересчете на активную СаО
100 мг/л и трехвалентного железа '25 мг л.
Сточные воды, содержащие ионы цинка,
также можно очищать известью. Лучшее
осаждение происходит прн pH 8—9.
Произведение растворимости гидроксида
свинца РЬ(ОН)2 в воде равно МОЛ Основ-
ной карбонат свинца РЬ2(ОН)2СО3 в воде
практически нс растворяется. Очистку от
ионов свинца обычно осуществляют извест-
няком или необожженным доломитом. Однако
если в сточной воде присутствуют также
ионы меди и пинка, для совместной их очистки
предпочтительнее пользоваться известью
III сорта (pH 8—9).
Очистка от иолов кадмия может быть осу-
ществлена также известью (pH около 9).
Ценное свойство извести — способность пе-
реводить олеиновую кислоту, талловое масло
и другие жирные кислоты (применяемые
обычно в омыленном виде) в труднораство-
римые кальциевые соли, выпадающие в оса-
док. При этом, например, содержание талло-
вого масла снижается до 3—5 мг/л. Хими-
ческая очистка известью может быть совме-
щена с операцией осветления. Наличие твер-
дой фазы способствует лучшему осаждению
тяжелых металлов.
164
Очистка от цианидов и роданидов на обо-
гатительных фабриках проводится в основ-
ном реагентными методами. В сточных водах
обогатительных фабрик могут в основном на-
ходиться простые растворимые цианиды —
ионы CN-, простые нерастворимые цианиды
меди CuCN, комплексные растворимые циа-
ниды меди и цинка, преимущественно в виде
анионов [Cu(CN).tl3^ и [Zn(CN)4]3~.
Практически в сточных водах обогатитель-
ных фабрик все возможные формы ионов
тяжелых .металлов и цианидов одновременно
не присутствуют. При избытке свободного
цианида (наиболее распространенный слу-
чай) свободные катионы меди или цинка от-
сутствуют, так как в этом случае металлы
связаны в виде анионных комплексов. При
избытке катионов меди или цинка свободные
цианиды отсутствуют.
В качестве реагента для очистки сточных
вод от цианидов в основном используется
хлорная известь СаОС12. Возможно также
использование гипохлорита кальция илн
специально приготовленного (например, элек-
тролизом) гипохлорита натрия NaOCI. В по-
следнее время применяется жидкий хлор.
При взаимодействии хлорной извести, ги-
похлорита кальция или гипохлорита натрия
с. цианидами протекают следующие основные
реакции:
окисление простых цианидов
CN- -f- ОС1“ -+ CNO- 4- CI-
окисление комплексных цианидов меди и
цинка
2 [Cu(CN)3]3- 4- 7ОС1- 4- 2ОН- 4~ НаО*
—6CNCT 4- 7СГ 4- 2Сп(ОН)а J.
[Zn(OJ)4]2- 4- 4ОС1- 4- 2ОН-> 4CNO- 4~
4-4Cl-4-Zn(OH)H
Очистка жидким хлором (обязательно в ще-
лочной среде) происходит по следующим
реакциям:
окисление простых цианидов
CN“ + С12 4- 2ОН"-> CNO" 4- 2СГ 4~ Н2О
окисление комплексных цианидов, напри-
мер, циапида меди
2 [Cu(CN)3]a~ 4- 7С12 4- 16011-
6CN0- 4- 14С1- 4- 2Сн(0Н)а j 4- 6Н2О
Образующиеся во всех случаях ионы CNO-
подвергаются гидролизу
CNO- 4- 2Н2О COj" 4- NH+
Таким образом, в результате очистки
хлорной известью, гипохлоритом натрия или
жидким хлором цианиды полностью разру-
шаются, а тяжелые металлы осаждаются
в виде труднорастворимых соединений.
При окислении хлорной известью или гипо-
хлоритом кальция основным действующим
реагентом является гипохдорит-ион ОС1-.
Одному грамм-иону 0С1“ соответствуют два
грамм-атома так называемого «активного
хлора»._Под термином «активный хлор» пони-
мается суммарное содержание в воде свобод-
ного хлора С12, хлорноватистой кислоты и
гипохлорит-иона ОС!" (соотношение коли-
честв этих веществ зависит от pH воды).
Содержание «активного хлора» определяют
по следующей методике. В коническую колбу,
снабженную притертой стеклянной пробкой,
помещают 50—200 мл анализируемого рас-
твора, вносят 0,5 г йодида калия и добав-
ляют Ю мл 30 %-ной уксусной кислоты или
уксусно-ацетатного буферного раствора (сме-
шивают 102 мл 1М раствора уксусной кислоты
и 98 мл 1М. раствора ацетата натрия) в ко-
личестве 6 мл на каждые 100 мл анализируе-
мого раствора. Колбу закрывают пробкой и
ставят на 5 мин в темное место. Затем отти-
тровывают выделившийся йод 0,01 М раство-
ром тиосульфата патрия. В конце титрования
прибавляют 1—2 мл 0,5%-ного раствора
крахмала.
Содержание «активного хлора» х (мг/л)
вычисляют по формуле
х = аК0,355- 1000/V,
где а — объем раствора тиосульфата натрия,
израсходованного на титрование, мл; К —
поправочный коэффициент для приведения
концентрации раствора тиосульфата натрия
точно к 0,01М; V — объем анализируемого
раствора, мл; 0,355 — количество хлора,
эквивалентное 1 мл 0,01 М раствора тио-
сульфата патрия, мг.
По указанной методике определяют содер-
жание «активного хлора» в суспензии хлор-
ной извести, применяемой для очистки,
а также в сточных водах.
На основании приведенных выше уравне-
ний количество «активного хлора» (мг/л),
теоретически необходимое для очистки от
цианистых соединений меди и цинка, опре-
деляют по формуле
х= 2,74 4- 3,25 -J- 2,7В,
где А — концентрация простых цианидов
(в пересчете иа CNV) мг/л; Б и В — кон-
центрация комплексных цианидов соответ-
ственно меди н цинка (в пересчете на CN-),
мг/л; 2,7; 3,2 и 2,7 — соответствующие сте-
хиометрические коэффициенты.
На практике часто применяют эмпириче-
скую формулу
х 3,2С F п,
где С — общая концентрация CN-; п — из-
быток «активного хлора» для поддержания
концентрации остаточного «активного хлора»
3—5 мг/л.
На некоторых обогатительных фабриках
до последнего времени очистку сточных вод
от цианистых соединений проводят сульфа-
том двухвалентного железа. При этом (в том
или ином соотношении) протекают следующие
реакции:
Для простых цианидов:
2CN- 4- Fe2+—>- Fe(CN)2 |
при меньшем количестве сульфата железа:
6CN- 4- Fea+ [Fe(CN)ep-
165
для комплексных цианидов меди:
[Cu(CN)3]2- + Fe2+ CuCN | + Fe(CN)2 |
Теоретически необходимое количество суль-
фата железа — 3,7 А мг/л, где А — концен-
трация простых и комплексных с медью и
цинком цианидов в пересчете на CN-Л Прак-
тически расход железного купороса увеличен
в 4 раза по сравнению с теоретическим.
Продолжительность обработки циансодержа-
щих сточных вод — около 2 ч. Для лучшего
осаждения цианидов и удаления введенного
избытка ионов железа добавляют известь
(до pH 8-10) [47].
Однако при этом образуется довольноУобъ-
емистый осадок (до 30 % по отношению
к объему очищаемой воды). Кроме того, су-
щественным недостатком очистки циансодер-
жащих сточных вод железным купоросом
является то, что группа CN- остается не-
разрушенной, вследствие чего возможно вто-
ричное образование ядовитого простого рас-
творимого цианида.
Испытана очистка сточных вод от цианидов
с применением в качестве окислителя озона
О3. Озон получают из атмосферного воздуха.
Очищенный от пыли, охлажденный и осушен-
ный воздух направляют в генераторы озона —
озонаторы. Под действием «тихого» электри-
ческого разряда получается^ озон^ в смеси
с воздухом. Отечественные промышленные
озонаторы выпускаются производительностью
от 200 до 1000 г/ч при концентрации озона
от 20 до 45 мг/л. В силу токсичности озона
при работе с ним следует строго' соблюдать
правила техники безопасности.
Цианиды в щелочной1 среде окисляются
озоном до цианатов, которые затем разру-
шаются с образованием углекислоты и ни-
тратов. При озонировании комплексных циа-
нидов меди, цинка, никеля, железа, кобальта
первоначально окисляются свободные циани-
ды, а затем — связанные с металлами. Сте-
хиометрический расход озона составляет
около 2 г О3 на Ijr CN-.
По сравнению с хлорной известью или
хлором озои обладает важным преимуще-
ством — отпадает необходимость в удалении
остаточного «активного хлора», сточная вода
после очистки не содержит хлор-ионов.
В последнее время разрабатывается и испы-
тывается очистка сточных вод от цианидов
методом ионного(обмена. Анионные цианид-
ные комплексы меди, цинка и золота ^погло-
щаются (сорбируются) анионитами, например
высокоосновным анионитом АВ-17. При по-
следующем селективном элюировании полу-
чаются растворы солей металлов. Промыш-
ленная установка по очистке циан со держа-
щих сточных вод с применением ¥ анионита
АВ-17 имеется на Зыряновской обогатитель-
ной фабрике.
Ионообменная очистка от цианидов, осо-
бенно на стадиях регенерации ноннта с се-
лективным элюированием поглощенных ме-
таллов, довольно сложна. Поэтому техниче-
ская н экономическая эффективность ее при-
менения на обогатительных фабриках должна
проверяться в каждом конкретном случае
166
с учетом особенностей химического состава
сточных вод и ценности содержащихся в них
металлов. Ионообменная очистка перспек-
тивна главным образом на золотоизвлекатель-
иых фабриках.
Применительно к сточным водам с высоким
содержанием цианидов предложен метод от-
гонки. Сточную '-’воду подкисляют серной
кислотой. Образующиеся пары синильной
кислоты отдуваются воздухом и улавливаются
раствором щелочи. Затем проводят доочистку
воды «активным хлором». Окончательное
кондиционирование воды осуществляется
в хвостохранилище. Установка для отгонки
цианидов состоит из двух колонных аппара-
тов — десорбера и абсорбера. Транспортиру-
ющим агентом служит воздух, циркулиру-
ющий в замкнутом цикле. Колонны по гори-
зонтали разделены решетками на несколько
секций с шаровой насадкой. Установка имеет
устройство для поддержания внутри всей
системы давлеиин ниже атмосферного, что
исключает возможность выделения ядовитого
газа в атмосферу.
По данным промышленных испытаний,
расход реагентов составляет (на 1 м3 сточной
воды), кг: 96 %-ной серной кислоты — 1—1,3.
каустической соды — 0,5—0,7, кальциниро-
ванной соды (для нейтрализации)—!.
Метод отгонки рекомендуется для обра-
ботки сравнительно ограниченных объемов
сливов сгустителей концентратов, получа-
ющихся при обогащении полиметаллических
руд. Особенно эффективен этот метод на
золотой зв л екательных фабриках — дости-
гается высокое извлечение цианидов (около
90%) из обеззолоченных растворов, соответ-
ствующее возврату в технологический про-
цесс фабрики 45 % цианида натрия, затрачи-
ваемого при цианировании.
Известен электрохимический метод очистки
сточных вод с относительно высоким содер-
жанием цианидов. При электролизе в ре-
зультате анодных реакций простые и ком-
плексные цианиды окисляются. В очищаемую
воду добавляют хлорид натрия. При очистке
сточных вод, содержащих преимущественно
цианиды и ионы меди, катодом служит ли-
стовая медь. В качестве анодов применяют
графит или магнетит. Плотность тока 30—
100 А/м2. Расход электроэнергии около
0,2 кВт-ч, или 720 Дж на окисление 1 г
цианидов (в пересчете на CN-). Электрохими-
ческий метод рекомендуется для очистки
небольших количеств сточных вод (несколько
кубических метров в час).
^Роданиды CNS-, так же как и цианиды,
окисляются «активным хлором»
CNS" + 4С1О~ + 2ОН~
СЫО~ + SO$~ + 4CR + Н2О
Окисление роданидов наиболее полно про-
исходит при pH 10—12.
Очистка от ксантогенатов, дитиофосфа-
тов, сульфидов достигается с помощью «актив-
ного хлора». Ксантогенаты окисляются «ак-
тивным хлором» до сульфатов. Для полного
окисления требуется 3,5 г «активного хлора»
на 1 г ксантогената натрия. Очистку от
ксантогенатов «активным хлором» следует
вести в условиях, исключающих образова-
ние таких нежелательных продуктов, как
диксантогенат, сероуглерод, элементарная
сера.
Дитиофосфаты (аэрофлоты) окисляются
«активным хлором» с образованием ортофос-
форной кислоты. Фенол и крезол окисляются
«активным хлором» значительно хуже. Для
того чтобы набежать появления неприятного
хлор-фенольного запаха, необходимо строго
соблюдать следующие условия окисления:
pH должен быть в пределах 7,2—8, а расход
«активного хлора» должен составлять 8—9 г
хлора на 1 г фенола. Так как глубокая очи-
стка от фенола и крезола (предельно допу-
стимая концентрация в воде водоемов
0,001 мг/л) больших количеств сточных вод
затруднительна, то вместо этих реагентов
необходимо пользоваться менее токсич-
ными.
Сульфиды полностью окисляются «актив-
ным хлором». Этим способом рекомендуется
пользоваться, когда хлорную известь илн
жидкий хлор применяют для очистки одно-
временно от сульфидов и других окисляемых
примесей (цианидов, ксантогенатов и т. д.).
Озоном сульфиды (а также тиосульфаты и
сульфиты) окисляются до сульфатов. В ре-
зультате обработки озоном резко снижается
показатель окисляемости воды. Большие ко-
личества сульфидов могут быть удалены из
сточной воды методом отгонки, описанным
выше (аналогично очистке от цианидов).
При очистке сточных вод используется
товарная хлорная известь (ГОСТ 1692—58)
марки В, содержащая 32 % «активного хло-
ра». Хлорная известь в фанерных бочках
по 100 кг поступает на склад хлораторной
станции, откуда транспортируется в отделе-
ние для приготовления раствора хлорной
извести. В отделении бочку устанавливают
на поддон, В крышке и днище бочки специ-
альным устройством проделывают отверстие,
через которое поступает вода. Содержимое
бочки по желобу направляется в чан с мешал-
кой. Полученный раствор хлорной извести
с установленным содержанием «активного
хлора» (обычно 50 г/л) насосом подается на
обогатительную фабрику.
При очистке продолжительность переме-
шивания сточной воды с раствором хлорной
извести 5 мин. Обработку хлорной известью
можно проводить в специальной реакционной
камере, снабженной мешалкой. Операция
упрощается, если раствор хлорной извести
направляется непосредственно в зумпф, в ко-
торый поступает сточная вода. Это допустимо
в том случае, когда при дальнейшем транс-
портировании сточной воды в трубопроводе
обеспечивается 5-минутное перемешивание.
Затем сточную воду направляют в отстойник,
осветлительный прудок или непосредственно
в хвостохранилище. При достаточно высоком
содержании в очищаемой сточной воде (на-
пример, в сливе сгустителей) ионов цветных
металлов, в частности меди, целесообразно
накапливающийся в отстойнике осадок гидро-
окиси меди утилизировать, присоединяя его
к соответствующему концентрату.
. ^Хлорную известь приготавливают также
на месте, пользуясь жидким хлором. Для
этого жидкий хлор вводят в раствор известко-
вого молока [15 %-ный по Са(ОН)2] и полу-
чают раствор, содержащий 50 г/л «активного
хлора». На приготовление 1 т 100%-ной
хлорной^извести расходуется 1,4 т гидроксида
кальция н 1,1 т хлора. Хлораторные уста-
новки для приготовления хлорной извести,
созданные по типовым проектам имеют
производительность 2 и 4 кг хлора в 1 ч.
Хлор в бочках вместимостью 1 т поступает
на склад. Из склада жидкий хлор транспор-
тируется по трубопроводам в хлораторнуго.
Чтобы ускорить перелив хлора, в бочку
подают сухой сжатый воздух под давлением
около 0,5 МПа. Продолжительность перелива
жидкого хлора нз бочки 10—12 мин. В хло-
раторной жидкий хлор заливают в одну из
стадиона рных^емкостей, откуда он поступает
в испаритель — теплообменный аппарат типа
«труба в трубе», где по внутренним трубам
проходит хлор, а по наружным — теплая
вода.
Величина pH раствора, поступающего из
эжектора, поддерживается в диапазоне 10—
11 автоматической системой дозирования из-
весткового молока. Дозирование хлор-газа
осуществляется по остаточной концентрации
цианидов, которая контролируется автома-
тически. При использовании жидкого хлора
в щелочной среде при очистке сточных вод
от цианидов н других окисляемых веществ
практически получаются такие же резуль-
таты, как и при ^употреблении хлорной
извести.
В качестве заменителя хлорной извести,
гипохлорита или жидкого хлора может быть
использована гипохлоритная пульпа — от-
ход титано-магниевого производства. Эта
пульпа содержит 100 г/л «активного хлора»
и 10 г/л активной окиси кальция СаО.
Гипохлоритная пульпа поступает на обога-
тительную фабрику в железнодорожных ци-
стернах. Установка для хлорирования со-
стоит из чана-приемника пульпы и чана-
смесителя, изготовленных из железа. При-
менение гипохлоритной пульпы лимитируется
расстоянием ее перевозки. Например, при
транспортировке иа расстояние 800 км актив-
ность пульпы летом снижается на 50 %.
Степень очистки сточных вод от цианидов
методом хлорирования контролируется ав-
томатическим анализатором.
При использовании хлорной извести на-
ряду с очисткой от цианидов, ксантогенатов,
сульфидов и других окисляемых веществ
происходит снижение концентрации в сточ-
ных водах жирных кислот, переходящих
в труднорастворимые кальциевые соли. Тя-
желые металлы при этом осаждаются в виде
основных карбонатов или гидроксидов. Кон-
центрация меди, свинца и цинка в очищенной
хлорной известью или гипохлоритом каль-
ция сточной воде после отстаивания обычно
167
ие превышает предельно допустимой концен-
трации в воде водоемов.
Расход «активного хлора» зависит от места
его подачи. При хлорировании сточной воды
до хвостохраннлища расход «активного хло-
ра» может быть в 3—4 раза больше, чем при
подаче его в осветленную воду после хвосто-
хранилища. Однако при дренировании воды
через ложе хвостохраннлища и загрязнении
при этом грунтовых вод хлорирование сле-
дует осуществлять до хвостохраннлища.
Потребление «активного хлора» определяет-
ся содержанием в сточной воде или пульпе
всех примесей, подвергающихся окислению.
Фактический расход «активного хлора» уста-
навливают по результатам пробного хлори-
рования, проводимого по следующей мето-
дике.
В несколько одинаковых цилиндров вме-
стимостью по 0,25 или 0,5 л наливают ис-
следуемую сточную воду. Затем в каждый
цилиндр добавляют 5- или 10 %-ный по «ак-
тивному хлору» раствор реагента в увеличи-
вающемся количестве, начиная с теоретически
необходимого. После 5 мин перемешивания со-
держимому цилиндров дают отстояться в те-
чение 20—30 мин и в верхнем осветленном
слое определяют концентрацию остаточного
«активного хлора» обычным титрованием
тиосульфатом натрия. Оптимальным расходом
считается тот, при котором концентрация
остаточного «активного хлора» составляет
5 мг/л. При пробном хлорировании pH дол-
жен быть равен 10—11.
Очистка от мышьяка проводится разны-
ми способами. В зависимости от состава руды
и применяемой технологии мышьяк в сточных
водах обогатительных фабрик содержится
в форме анионов тиосолей либо в форме
кислородсодержащих анионов. В этих анио-
нах мышьяк может находиться в трех- и
пятивалентной формах.
Очистку от больших количеств кислород-
содержащих соединений мышьяка проводят
осаждением его в виде труднорастворимых
солей. Практически пользуются известью
при массовом соотношении СаО ; AS2O5 =
= 1:1, Более полному выделению мышьяка
способствует соосаждение с гидроксидами
присутствующих в воде тяжелых металлов,
в частности железа. Эффективность очистки
может быть повышена предварительным окис-
лением трехвалеитного мышьяка до пяти-
валентного пиролюзитом.
Доочистка, а также очистка от небольших
количеств мышьяка в форме кислородсодер-
жащих соединений основана на соосаждеиии
с гидроксидом железа в момент его образова-
ния. Очистку солями трехвалентного железа
проводят при массовом соотношении Fe :
: As = 5 : 1 в случае арсепат-ионов и 10—
15 ; 1 в случае арсенит-ионов. Содержание
пятивалентного мышьяка в воде снижается
до предельно допустимой концентрации
(0,05 мг/л), а степень очистки от трехвалент-
ного мышьяка не превышает 93—94 %.
Если применяют железный купорос, тре-
буется еще больший избыток осадителя —
хорошие результаты достигаются при мас-
168
совом соотношении Fe : As = 30 — 50 : 1.
В рез ультате контакта воды с оксигидратным
осадком железа наблюдается обратный пере-
ход мышьяка в жидкую фазу. Поэтому це-
лесообразно предварительно окислять трех-
валентный мышьяк и двухвалентное железо
«активным хлором» (например, хлорной из-
вестью) или другим окислителем.
Мышьяк, находящийся в воде в форме
анионов тиосолей, удаляют с помощью же-
лезного купороса или сульфида железа.
Мышьяк осаждается в виде сульфидов,
образующихся при pH 8—9 по реакции
2AsS“ + FeSO4-^ As2S3 ; + FeS | + SO^“
Разработан комбинированный сульфидно-
купоросный метод очистки сточных вод от
мышьяка. Сульфид железа получается не-
посредственно в процессе очистки из сульфата
железа и сульфидов, вводимых в раствор
(например, сульфида натрия) или уже име-
ющихся в нем.
В результате очистки сточных вод методами
осаждения получаются мышьяксодержащие
отходы. Переработка их с целью утилизации
мышьяка считается экономически нецелесо-
образной. Приемлемый способ складирова-
ния этих отходов — захоронение в специаль-
ных контейнерах.
При очистке от фтора предусматривается
снижение содержания фтора до 10 мг/л при
обработке сточной воды гашеной известью
(в виде известкового молока). Глубокая
очистка от фтора достигается применением
смеси, состоящей из сульфата алюминия и
гашеной извести. Рекомендуется вводить
сульфат алюминия из расчета 10 массовых
частей А1аО3 на 1 массовую часть фтора.
Добавка гашеной извести создает pH 6,5—
7,3. Например, в сточной воде, содержащей
0,09 г/л г , полная очистка достигается при
введении 6 г/л A12(SO4)3- 18Н2О и 0,2 г/л СаО-
Если по технологическим условиям допусти-
ма частичная очистка от фтора, расход суль-
фата алюминия может быть соответственно
уменьшен.
Очистка от керосина и других нефте-
продуктов (машинное масло, керосин и др.)
необходима при флотации некоторых руд, на-
пример вольфраме-молибденовых. Концен-
трация нефтепродуктов в сточных водах
обычно составляет около 10 мг/л. Очистка
от нефтепродуктов механическим отстаива-
нием в так называемых нефтеловушках или
фильтрованием через кварцевые фильтры,
а также флотационные методы в этом случае
неприемлемы, так как оии предназначены
для относительно неглубокой очистки от
нефтепродуктов ограниченных объемов воды.
Всесоюзным заочным политехническим ин-
ститутом разработан способ удаления нефте-
продуктов из сточных вод, основанный на
применении глубинноадгезионной сепарации.
Очищаемую воду на глубине 5 м подвергают
сжатию при давлении 0,8—1 МПа. Насыщен-
ная воздухом вода поднимается вверх, при
этом из нее выделяются пузырьки воздуха,
несущие на своей поверхности нефтепродук-
ты и другие гидрофобные вещества, спе-
циальным устройством выводимые из аппа-
рата. Остаточная концентрация нефтепродук-
тов в очищенной воде составляет 3—5 мг/л.
Биохимическая очистка позволяет снизить
содержание нефтепродуктов лишь до 5—
10 мг/л. Использование озона (см. выше)
для глубокой очистки от нефтепродуктов —
неэффективно.
Таким образом, известные механические,
химические и биохимические методы очистки
сточных вод обогатительных фабрик в тех
случаях, когда требуется весьма глубокая
очистка от нефтепродуктов, оказываются
практически непригодными. Задача эффек-
тивной и экономичной глубокой очистки
больших объемов сточных вод обогатительных
фабрик от нефтепродуктов остается пока не-
решенной.
Глава 3
Использование сточных вод
в процессах обогащения
(оборотное водоснабжение)
§ 1« Схемы оборотного
водоснабжения
Принципиальные схемы оборотного водо-
снабжения обогатительных фабрик описаны
в литературе [10 ].
При переработке монометаллической руды
схема оборотного водоснабжения относитель-
но проста — все осветленные воды из хвосто-
хранилища и от обезвоживания концентрата
возвращаются в процесс обогащения. Не-
которые затруднения возникают тогда, когда
в перечистных операциях применяют де-
прессоры, присутствие которых в цикле
основной флотации может снизить извлечение
металлов. В этом случае оборотную воду из
хвостохранилища целесообразно направлять
в операции основной и контрольной флота-
ции, а в перечистных операциях использо-
вать свежую воду или оборотную воду из
соответствующего цикла перечистки. При
этом сточные воды перечистных операций
не должны смешиваться с хвостовыми во-
дами.
Оборотное водоснабжение может быть орга-
низовано также при переработке полиме-
таллических руд. Выбор схемы оборотного
водоснабжения в значительной степени зави-
сит от типа перерабатываемых руд и приня-
той технологии обогащения.
В случае прямой селективной флотации
применима поцикловая схема оборотного
водоснабжения, при которой вода данного
цикла полностью возвращается в тот же
цикл непосредственно или после промежуточ-
ной очистки от мешающих веществ
(рис IV.2, а).
В случае коллективно-селективной фло-
тации возможны различные схемы оборот-
ного водоснабжения. Например, при флота-
ционном обогащении свинцово-цинковой руды
хвосты коллективной флотации направляется
в хвостохранилище. Слив хвостох ранил ища
как оборотная вода возвращается в цикл
коллективной флотации (точнее, в операции
измельчения I и II стадии). Коллективный
концентрат подвергается разделению с по-
следовательным выделением свинцового и
цинкового концентратов. Сливы сгустителей
этих концентратов возвращаются в свои
циклы, при необходимости проходя очистку
от мешающих примесей (в частности, от циа-
нидов) химическими методами либо путем
длительного выдерживания в открытых ем-
костях.
Прн обогащении б арито-пол и металлических
руд схема оборотного водоснабжения услож-
няется (см. рис. IV.2, б). Это обусловлено
применением реагентов-собирателей различ-
ного типа: ксантогенатов для сульфидных
минералов и жирных кислот — для ба-
рита.
Слив, полученный после сгущения хвостов
коллективной флотации, возвращается в на-
чало процесса (в операцию измельчения).
Туда же поступает слив десорбции после
очистки его от сульфидов и дополнительного
отстаивания. Хвосты коллективной флота-
ции направляют на баритовую флотацию,
а хвосты последней — в хвостохранилище
(№ 1). Слив этого хвостохранилища без
очистки возвращается в цикл баритовой фло-
тации. Таким образом, жирные кислоты
(в частности, талловое масло) не попадают
в другие циклы обогащения.
В последнее время разработаны способы
очистки сточных вод от таллового масла для
возможного использования их в цикле суль-
фидной флотации.
Коллективный концентрат разделяется с по-
лучением свинцового и цинкового концен-
тратов. Сливы сгустителей этих концентра-
тов направляются в цикл коллективной фло-
тации, предварительно (если требуется) под-
вергаясь очистке хлорированием с после-
дующим отстаиванием. Хвосты цинковой
флотации транспортируются в самостоятель-
ное хвостохранилище (№ 2), слив которого
присоединяют к оборотной воде цикла кол-
лективной флотации сульфидных минера-
лов.
На золотоизвлекательных фабриках схема
оборотного водоснабжения в значительной
степени зависит от применяемой технологии
обогащения. Например, при переработке
руды цианированием по полному иловому
процессу золотосодержащие растворы по-
ступают на осадительную установку, а обез-
золоченные — в циклы измельчения, клас-
сификации и фильтрования. Некоторое коли-
чество растворов (примерно 0,05 м3 на 1 т
руды) выводят из оборотной системы для
того, чтобы избежать «усталости» растворов.
При переработке руды по комбинированной
169
и
г
Руда
Измельчение
Руда
Измельчение
Оборотная
Свинцовая флотация
| Концентрат 1 Хвосты
Сгущение, т
фильтрование Сгущение
Слив сгусти-
теля ,филь-
| трат
Счистка
Слив
Колле кт и. в мая
флотация
Концентрат Хвосты
Na2Sx v
Десорбция
Сгущение
„а Т
Свинцо-
вый кон-
центрат
Медная флотация
Концентрат | Хвосты
Сгущение, у
фильтрование Сгущение
(Слив сгус- I
тителя 1
Ростка Медн^кон.
Слив
центрат
Цинковая флотация
Концентрат | Хвосты
Сгущение, Отстаивание в
фильтрование хвостохранилище
I IСлив v
Очистка
Цинковый кон-
центрат
Осадок |
Очистка
^Слив
Очистка от
сульфидов
Кон-
цен-
трат
Жидкое \блив
стекло
Талловое
масло
11
Актива-,
у^рованныи
уголь
y.ZnSOy-7HzO
X NnCN
Баритовая
флотация
Свинцовая
флотация
Сгущение
С Ё
Сгущение
у Слив
Баритовый
Концентрат
Коагулянт
Al2(5tf4)3-/5H20'
t
Сгцщение Хвостохрани-
-------- лище N°f
____ t______
П Слив
Н Слив у
Свинцовый ж СаО
канцент- ~ ‘
ДД/77
Цинковая флотация
I Цинковый | Хвосты
1 концентрат 1
Сгущен ие Хвост охра -
। ---1 нилище n°Z~1 ,
Сц50^*БН20
Хлориро- Цинковый
вание концентрат
Слив
V
Отстаивание
V
Т
Рис. IV.2. Схема поциклового водооборота обо-
ротного водоснабжения:
а — поциклового при прямой селективной фло-
тации; б — при коллективно-селективной флота-
ции барито-полиметаллической руды
схеме (флотация и цианирование) образуются
сточные воды двух видов: репульпированный
кек и хвосты флотации. При этом наиболее
загрязненный — репульпированный кек —
составляет всего 0,3 м3 на 1 т руды. Слив
хвостохранилища может быть использован
для гидротранспорта хвостов цианирования
(взамен свежей воды).
При обогащении руд черных металлов
с применением магнитной сепарации воз-
можны различные варианты схем оборотного
водоснабжения. По технико-экономическим
показателям предпочтительнее вариант со
сгущением всех хвостов (рис. IV.3, а, б)
и с предварительной классификацией хво-
стов I стадии ; магнитной сепарации
(рис. IV.3, в).
Реальная схема оборотного водоснабжения
составляется отдельно для каждого объекта.
При этом необходимо учитывать специфи-
ческие особенности руды и выбранных фло-
тационных реагентов, а также характери‘.ти-
ку применяемой на фабрике воды (жесткость,
pH). Окончательное решение следует при-
нимать после достаточно длительных про-
мышленных или полупромышленных испы-
таний.
Схема оборотного водоснаОжения является
частью интегральной количественной схемы
обогатительной фабрики с полным балансом
всех материальных потоков.
170
Свежая вода
Оборотная
вода
Т
Обогатительная
фабрика
j Хвосты
Сгущение
и Слив
Хвостохранилище
Свежая вода.
-<----------
Оборотная
вода.
________'V li
Обогатительная
фабрика
Свежая вода.
Оборотная
вода
________у _ '
Обогатительная
фабрика.
^Хвосты
Классификация в
гидроциклонах
Слив 1
Сгущение
I 1 Спив
Хвосты
I стадии ,
магнитной
сепарации
Классификация
в спиральных
к ла ссирикатпарах
\^лив
Хвостохранилище
5 отвал |
Сгущение
| \^ли.в
Хвостохранилище
Рис. IV.3. Схема оборотного водоснабжения при
обогащении железных руд с предварительным сгу-
щением хвостов:
а — без выделения песков; б — с выделением пе-
сков на гидроциклонах; в — с промежуточной
классификацией хвостов I стадии магнитной се-
парации
§ 2. Подготовка сточных вод
для использования их в обороте —
кондиционирование
При обо ротном’водоснабжении используемые
в обороте сточные воды не должны содержать
веществ, ухудшающих технологические пока-
затели обогащения.
Влияние различных веществ (примесей)
в оборотной воде на процессы обогащения
руд описано в литературе [10], Деление
примесей на «индифферентные» и «специфи-
чески действующие» носит условный харак-
тер. В зависимости от состава руды и при-
меняемой технологии обогащения некоторые
«индифферентные» вещества (например, С1”)
оказываются «специфически действующими».
Поэтому в каждом конкретном случае сле-
дует проводить испытания на оборотной
воде различного состава.
Если окажется, что сточные воды не могут
быть использованы без очистки, устанавли-
вают, какие вещества необходимо удалить
и какая при этом требуется глубина очистки.
В возвращаемой в операцию флотация
воде допускается минимальное количество
твердых частиц (0,2—0,3 г/л). Особенно
вредны тонкодисперсные частицы — шламы.
Поэтому из хвостовой пульпы необходимо
обязательно выделять твердые примесиj есте-
ственным отстаиванием либо с помощью
коагулянтов.
Особое внимание следует уделять величине
pH воды после добавления коагулянтов.
Часто после осветления известью рН^воды
повышается настолько, что перед направле-
нием в оборот ее необходимо подкислить.
Если для коагуляции применять смесь из-
вести и сульфатов железа или алюминия
pH воды остается в установленных пределах.
В некоторых случаях в оборотной воде
нежелательно даже сравнительно небольшое
содержание ионов кальция. Тогда в ка-
честве коагулянта предпочтительнее пользо-
ваться не известью, а другими реагентами,
например сульфатом железа или алюминия.
Если в очищенной сточной воде содержание
жирных кислот составляет не более 1 мг/л,
такая вода может быть направлена в начало
технологической схемы (в операцию сульфид-
ной флотации).
При оборотном водоснабжении подбирают
коагулянты с таким расчетом, чтобы они
при минимально возможном расходе обеспе-
чивали хорошее осветление воды и одновре-
менно не ухудшали показатели обогащения
руды. ,
Сточные воды с высокой концентрацией
вредных веществ (прежде всего сливы сгу-
стителей концентратов, получаемых по циа-
нидной технологии), как правило, подвер-
гают локальной химической очистке. Объем
этих сточных вод относительно невелик. Из
них удаляют цианиды наиболее распростра-
ненным методом окисления «активным хло-
ром».
При относительно невысокой концептра-
ии цианидов н других окисляемых веществ
(например, ксантогенатов и дитиофосфатов)
химическая очистка может быть заменена
длительным (около 20 суток) выдерживанием
сточной воды в открытом прудке-отстойиике.
Если сточная вода возвращается в процесс,
минуя хвостохранилище, выдерживание
в прудке-отстойнике служит дополнительной
операцией для доочистки от цианидов (и
других окисляемых веществ), а также для
дехлорирования^оборотной воды.
Иногда флотации вредит повышенная кон-
центрация в оборотной воде хлор-ионов,
171
образующихся прн очистке «активным хло-
ром». В этом случае приходится отказываться
от хлорирования н пользоваться другими
окислителями. Возможно применение сорб-
ционной очистки методом ионного обмена.
При высоком содержании цианидов целе-
сообразно применение метода отгонки.
Если в технологической схеме обогащения
имеется операция десорбции реагентов с при-
менением сульфида натрия, необходимо пре-
дусмотреть очистку оборотной воды от суль-
фидов (см. рис. IV.2, б). Может быть исполь-
зован метод отгонки, применяемый для вы-
деления цианидов.
В оборотной воде обычно содержатся суль-
фаты и хлориды натрия и калия. Расчетами
установлено, что опасность бесконечного на-
копления этих солей необоснованна. Накоп-
ление солей в воде ограничено и после опре-
деленного числа циклов оборота воды ста-
новится стабильным [47]. Устанавливающая-
ся в результате длительной работы фабрики
концентрация солей, как показала практика,
не ухудшает показателей обогащения.
Эксплуатация систем оборотного водоснаб-
жения на обогатительных фабриках с высо-
кой гидратной кальциевой щелочностью обо-
ротной воды сопровождается зарастанием
трубопроводов отложениями карбоната каль-
ция. Это происходит особенно сильно в зим-
нее время года, когда вследствие закрытия
зеркала хвостохранилища льдом затрудняет-
ся контакт с углекислотой воздуха и увели-
чивается содержание в оборотной воде оксида
кальция. Интенсивность образования отло-
жений на внутренней поверхности труб
снижается (более чем в 15 раз), если оборот-
ная вода обработана поликомплексоном с ами-
нометилфосфоновыми группами.
§ 3. Применение оборотного
водоснабжения на обогатительных
фабриках
Оборотное водоснабжение на обогатительных,
фабриках СССР
В СССР оборотное водоснабжение внедрено на
некоторых обогатительных фабриках, пере-
рабатывающих медные, медно-цинковые, мед-
но-никелевыс, мед но-молибденовые, свинцово-
цинковые, железные и другие руды. Приме-
нение водооборота позволило во многих
случаях обойтись без химической очистки
или проводить локальную очистку сравни-
тельно небольших объемов наиболее загряз-
ненных сточных вод. Резко снизилось по-
требление свежей воды.
Джезказганская обогатительная фабрика
[10] перерабатывает медные сульфидные,
комплексные сульфидные и окисленные руды.
Руда каждого типа обогащается на самостоя-
тельных секциях.
Отличительная особенность технологиче-
ской схемы обогащения медных сульфидных
руд — раздельная флотация песков и шла-
мов с применением в качестве реагентов ксан-
172
тогената, вспенивателя Т-66, машинного мас-
ла н сульфида натрия. Сульфидные комплекс-
ные медно-свинцовые руды перерабатывают
по схеме коллективной флотации (реагенты:
кальцинированная сода, ксантогенат, суль-
фид натрия, цинковый купорос, цианид на-
трия, активированный уголь). Переработку
окисленных руд ведут по схеме Мостовича,
включающей классификацию, флотацию пе-
сковой части сульфидных минералов, вы-
щелачивание шламов серной кислотой, це-
ментацию меди с последующей ее флотацией.
Применяемые реагенты — ксантогенат, вспе-
ниватель Т-66, аэрофлот, машинное масло,
сульфид натрия, известь, серная кислота,
губчатое железо.
Хвостовая пульпа, полученная при пере-
работке руды всех типов, объединяется н
транспортируется в хвостохранилище. Туда
направляется также промывная вода, вода
с золой теплоэлектроцентрали и хозфе-
кальные воды после биологической очистки.
Осветленная в хвостохранилище вода по-
ступает в насосную станцию оборотной воды.
Хвосты секций по обогащению окисленных
руд (pH 2,9) предварительно нейтрализуются
известью. Химической обработке оборотная
вода не подвергается. После смешивания и
отстаивания оборотная вода содержит 1,8—
2,3 г/л сульфатов, жесткость ее 32—
40 мг-экв/л. Цианиды практически отсут-
ствуют — за время пребывания в хвосто-
хранилище они достаточно полно разла-
гаются.
Химический состав и pH сточной, оборот-
ной и свежей воды приведены в табл. IV.7.
Оборотная вода используется при обога-
щении медных сульфидных руд. Для обога-
щения комплексных и окисленных руд при-
меняется свежая вода.
Гайская обогатительная фабрика [10] пере-
рабатывает медно-пиритные и медно-цинко-
вые руды. В качестве флотационных реаген-
тов применяют бутиловый ксантогенат, вспе-
ниватель Т-66, аэрофлот, сульфид натрия,
цинковый купорос, медный купорос, активи-
рованный уголь.
Хвосты фабрики транспортируются в хво-
стохранилище, в котором раздельно склади-
руются пиритные и пепиритные хвосты. Сточ-
ные воды главного корпуса и дробильного
отделения, а также слив сгустителя медного
концентрата возвращаются непосредственно
в свои циклы.
Шахтные воды очищаются от меди цемента-
цией и поступают в хвостохранилище. Сме-
шение кислых шахтных вод со сточными
водами фабрики снижает pH оборотной воды
и одновременно уменьшает содержание ионов
тяжелых металлов в шахтных водах.
На фабрике используются воды, %: обо-
ротная — 60, шахтная —- 10—15 и свежая —
около 30. Часть слива хвостохранилища после
дополнительного отстаивания и естественной
очистки во внутреннем прудке-осветлителе
направляется в реку.
При работе фабрики на оборотной воде
технологические показатели обогащения не
ухудшаются. Существенно снижен расход
флотационных реагентов: ксантогецата, суль-
фида натрия, активированного угля.
Кировоградская обогатительная фабрика
[10] перерабатывает медно-цинково-пирит-
ные руды по схеме коллективно-селективной
флотации. При обогащении вкрапленных
руд получают коллективный мед но-цинк овый
концентрат н отвальные хвосты; при обога-
щении сплошной сульфидной руды — до-
полнительно пиритный концентрат. Медно-
цинковый концентрат поступает на разделе-
ние с применением следующих флотационных
реагентов: ксантогената, флотационного
масла, аэрофЛота, сульфида натрия, циан-
плава, цинкового купороса, медного купо-
роса, извести.
После отстаивания в хвостохранилище
осветленная вода подается на фабрику для
использования в технологическом процессе.
Сточные воды на рельеф не сбрасываются.
Свежая вода используется в количестве
около 15 % общего потребления воды на
фабрике.
Химический состав и pH пульпы коллек-
тивной флотации и хвостохранилища, а также
оборотной воды приведены в табл. IV.8.
При использовании оборотной воды полу-
чают относительно высокие технологические
показатели обогащения.
При содержании цианидов в оборотной
воде 2 мг/л и выше происходит депрессия
медных и цинковых минералов. Чтобы сни-
зить содержание цианидов в оборотной воде,
на фабрике организован внутренний по-
цикловой водооборот — сливы сгустителя
медного концентрата с повышенным содер-
жанием цианидов в хвостохранилище не
поступают, а возвращаются непосредственно
в цикл медной флотации.
Свинцовая и медная обогатительные фабри-
ки Алмалыкского горно-металлургического
комбината (СОФ и МОФ) перерабатывают
смешанные и сульфидные медные руды (МОФ)
и свинцово-цинковые руды (СОФ). На МОФ
после классификации смешанных и сульфид-
ных медных руд проводят раздельную фло-
тацию песков и шламов с применением
следующих флотационных реагентов: ксан-
тогената бутилового и изопропилового (1 ; 1),
вспенивателя Т-66, аэрофлота, веретенного
масла, сульфида натрия, жидкого стекла,
извести.
Характеристика общих сточных вод МОФ
Алмалыкского горно-металлургического
комбината
pH............................... 8,3
Окисляемость, мг Q/л............... 10
Сожержание, мг/л:
SOF..............................212
Cl”............................. 35
HCOg............................. 195
Си2+.............................. 2
Zn2+............................. 19
СОФ перерабатывает свинцово-цинковые
руды по схеме коллективно-селективной фло-
тации с применением следующих реагентов:
173
Таблица IV.8
Химический состав сточной и оборотной воды Кировоградской обогатительной фабрики
Анализируемая вода рн Содержание, мг/л
Саг+ Мйг+ Си2+ Zn2+ реобщ sof- 2__ Sa Од SU7-
Сточная коллективной флотации 8,2 370 89 0,5 0,2 . 0,5 727 1 86 43
хвостохраннлища 12,4 537 3 0,2 0,1 0,02 716 199 177
Оборотная 10,6 199 7 0,4 0,1 1 0,2 415 106 1 125
кальцинированной соды, каустической соды,
ксантогената (бутилового и изопропилового),
вспенивателя Т-66, сульфида натрия, медного
купороса, цинкового купороса, цианида на-
трия (при свинцовой флотации), извести (до
pH 10,5—11). Сточные воды СОФ — хвосты
коллективного цикла (69,5%) и сливы
цикла селекции (30,5 %). Отличительная
особенность последних — присутствие циани-
дов (до 60 мг/л).
Обе фабрики и другие предприятия Алма-
лыкского горно-металлургического комби-
ната имеют общую систему недопотребления
н водоотведения. СОФ снабжается свежей
водой и частично отработанной водой с цин-
кового завода.
Сточные воды СОФ направляются в хвосто-
хранилище, осветленный слив которого не
возвращается на СОФ, а поступает в отстой-
ник, где под действием атмосферных факто-
ров происходит частичная очистка от флота-
ционных реагентов. Затем воды СОФ, содер-
жащие остатки цианидов, объединяются со
сточными водами медного завода и нейтрали-
зованными сточными водами сернокислотного
завода и поступают 'в хвостохранилище
Рис. IV.4. Принципиальная схема оборотного
водоснабжения свинцовой и медной обогатитель-
ных фабрик Ачмалыкского горно-металлургиче-
ского комбината
МОФ, где складируются хвосты обогащения
медных руд. МОФ работает в основном на
оборотной воде с небольшой добавкой свежей
(рис. IV.4).
Золотушинская обогатительная фабрика
ПО | перерабатывает медно-свинцово-цинко-
вые руды. Технологическая схема ее включа-
ет: двухстадиальное измельчение с межцик-
ловой флотацией, медно-свинцовую флота-
цию с последующим разделением медне-
свинцового концентрата, цинковую флота-
цию. Применяют следующие реагенты: ксан-
тогенат, цианиды, вспениватель ВВ-2, суль-
фид натрия, цинковый купорос, медный купо-
рос. кальцинированную соду, полиакрил-
амид, активированный уголь, известь.
В сточные воды фабрики входят, % : хвосты
флотации 26, сливы сгустителей концентрата
свинцового 1,5, медного 8,7, цинкового 14.7:
прочие сточные воды 32,5, шахтные воды
16,6. Состав и pH сточных вод приведены
в табл. IV.9.
Фабрика переведена на полное оборотное
водоснабжение.
Все сточные воды фабрики объединяются
и направляются в хвостохранилище. Туда же
поступают шахтные воды. Сливы медного и
свинцового сгустителей с высоким содержа-
нием цианидов подвергаются химической
очистке хлорированием с использованием
гипохлоритной пульпы титан о-магниевого
производства. Слив хвостохраннлища воз-
Свежая вода.
Отработан-
ная вода
| МОФ }
Ст
| СОф}
[ Медный, завод ]
Сточные
воды
Осветленная
вода
| Отстойник}
[Хвостохранилище |
Слаб
Сточные
v воды
| Сернокислотный завод}
Сточные
, г воды
174
Таблица IV.9
Химический состав сточных и шахтных вод Золотушинской обогатительной фабрики
Анализируемая вода pH Содержание, мг/л
+ б + £ + + 1 "о (/) 1 1 О 1 л о и Z и -1-
Слив сгустителя кон- центрата: 168
свинцового 10,2 209 18 86 25 80 355 220 205
медного П.4 297 12 157 2 149 355 168 317 250
цинкового 11,3 48 Не обнаружено 537 36 48 488 7
Хвосты флотации 10,1 148 Не обн. 0,7 14 338 53 24 49 2
Прочая 7,8 128 105 0,8 Нс обн. 490 640 Не обн. 195 1
Общая 11,2 401 5 1,5 Не обн. 454 497 7 73 1
Слив хвостохранили- ща 7,8 275 28 1,7 Не обн. 490 355 Не обн. 49 2
Шахтная 7,5 277 199 Не обн. 36 1290 Не обн. Не обн. 98 Не обн.
вращается в процесс флотации (рис. IV.5).
В связи с применением оборотной воды
откорректирован реагентный режим (увели-
чен расход цинкового купороса, снижен
расход ксантогената) и проведен ряд меро-
приятий (сокращено время селективной фло-
тации модно-свинцового концентрата, ликви-
дирована операция обезвоживания цинкового
концентрата). В результате при оборотном
водоснабжении улучшены технологические
показатели обогащения, в частности повы-
шено суммарное извлечение металлов.
Учалинская обогатительная фабрика пере-
рабатывает сульфидные мед но-цинковые руды
по схеме коллективно-селективной флотации
с получением медного, цинкового и пирит-
ного концентратов. Сульфиды меди, цинка
и железа разделяют по бесцианидной техноло-
гии с использованием сульфида натрия и
сульфита натрия в щелочной (известковой)
среде.
Успешному внедрению оборотного водо-
снабжения способствовало применение вза-
имной нейтрализации щелочных сточных вод
фабрики и кислых рудничных вод карьера
с последующей очисткой в водоеме с густыми
тростниковыми посадками. Накапливания
сульфатов в оборотной воде не происходит и
их содержание не превышает I г/л. Ионы
меди и железа, которые могут активизировать
сфалерит, в оборотной воде практически от-
сутствуют. В цикле разделения медно-цин-
кового концентрата применяется свежая во-
да, так как относительно высокая щелочность
оборотной воды приводит к повышенному
расходу цинкового купороса.
Ждановская обогатительная фабрика [10]
-перерабатывает сульфидные медно-никелевые
руды. Руда подвергается трехстадиальному
измельчению с межцикловой флотацией. По-
лученный продукт направляют на основную
флотацию с последующими перечистками.
В результате получают коллективный медно-
никелевый концентрат. Флотацию проводят
со следующими реагентами: кальцинирован-
ной содой, ксаптогепатом, аэрофлотом, кар-
боксиметилцеллюлозой, медным и желез-
ным купоросом.
Все сточные воды фабрики направляются
в хвостохранилище. Осветленный слив без
Рис. IV.5. Схема кондиционирования оборотной
воды на Золотушинской обогатительной фабрике
СлиЗы сгустителей
Медного свинцового цин нового Хвосты
Хлорирование
Отстаивание
Y
Отстаивание
Осадок
Осадок
I
I
Шахтные Зоды
Отстаивание в
хвостохранил ище
Хвосты
в одоротл
175
Оборотная______ Руда.
------^/3ода. ~-----------------W--------------1
'-- "- —_____- Рзмель-е.чае м
Лриготовле- '^'х- — --л-i
ние реагентов Классашикадия
1Слив } I
Свежая вода 'Сгущение
______[______________________i Слив'"' -^1
I Цианирование
Охл аждени е j
компрессоров Фильтрация
Кек
фильтрат
Промывка и фильтрование
| Кек | Раствор
Раслульповксс
т
Обезвреживание
Слив
Рис. IV.6. Схема оборотного водоснабжения на
золотонзвлекателъной фабрике
химической очистки полностью возвращается
на обогатительную фабрику. Свежую воду
(около 10 % потребляемой воды) подают
лишь в желоба слива чернового концентрата
перед поступлением его на перечистку.
В результате применения оборотного водо-
снабжения снижен расход соды, ксантоге-
ната и дитиофосфата.
Наличие в оборотной воде небольшого
количества тонких шламов (до 200 мг/л)
не ухудшает результатов флотации. Жидкая
фаза хвостовой пульпы (pH 8—9) содержит
сульфаты, хлориды, карбонаты. Накапли-
вания этих солей не происходит; их содер-
жание стабилизируется и не оказывает от-
рицательного влияния на флотацию. При
оборотном водоснабжении на Ждановской
фабрике получаются такие же технологиче-
ские показатели, как и па свежей воде.
Некоторые обогатительные фабрики об-
рабатывают золотосодержащие руды по пол-
ному цианистому процессу. Расход оборот-
ной воды в основном составляет 70 % водо-
потребления. При кондиционировании обо-
ротной воды используется «активный хлор».
Осветленная в хвостохранилище вода воз-
вращается в технологический процесс
(рис. IV.6). Сброс сточных вод отсутствует.
В результате перехода на оборотное водо-
снабжение улучшились технико-экономиче-
ские показатели работы.
Обогатительная фабрика Ярославского гор-
но-обогатительного комбината перерабатыва-
ет флюоритовые руды с применением сле-
дующих флотационных реагентов: олеиновой
кислоты или ее заменителей, сульфида на-
I Г
Осветление
г~
Осаждение
—I
Обеззолочен-
ный раствор
Li шлам Г
трия, кремнефторида натрия, жидкого стекла»
лигносульфоната. Высокие показатели обо-
гащения получены на оборотной воде при
условии ее очистки сульфатом алюминия с по-
следующим умягчением осветленного слива
Na-катионированием.
Обогатительная фабрика Лебединского гор-
но-обогатительного комбината обогащает же-
лезные руды магнитной сепарацией в не-
сколько стадий с промежуточной классифи-
кацией и обесшламлнванием. Хвосты обо-
гащения содержат 5—8 % твердого.
На фабрике внедрены комбинированные
схемы сгущения хвостов и оборотное водо-
снабжение. Часть потока пульпы направ-
ляют в гидроциклоны для выделения круп-
ного материала, а остальную часть вместе
со сливами гидроциклонов — в сгуститель.
При сгущении применяют полиакриламид.
К, осветленному сливу сгустителя добав-
ляется свежая вода (около ГЗ % общего рас-
хода). Полученная оборотная вода (содер-
жание взвешенных веществ до 1 г/л) посту-
пает в процесс обогащения. При работе на
оборотной воде технологические показатели
обогащения не ухудшаются.
Конечный сгущенный продукт (36—38 %
твердого) подают в хвостохранилище. Сточ-
ные воды на рельеф не сбрасываются.
Апатитовая фабрика Ковдорского горно-
обогатительного комбината перерабатывает
хвосты, полученные после выделения из руды
железного концентрата. Хвосты сгущают,
затем флотируют апатит с применением суль-
фатного мыла, реагента ДС-3, жидкого
стекла н соды.
С целью улучшения коагулирования взве-
шенных частиц хвосты флотации обрабаты-
вают железным купоросом (150—200 г на
1 м3 пульпы). Хвостовая пульпа объединяется
со сливами всех операций фабрики и направ-
176
ляется в хвостохранилище, осветленный слив
которого является оборотной водой для же-
лезорудной и апатитовой фабрик комби-
ната.
Хвосты флотации
руды Тишинского
местпораждени я
Хвосты флотации
руды Лениногорс -
кой группы место-
рождений
Исследования по применению оборотного
водоснабжения
При обогащении некоторых полиметалличе-
ских руд сложного минерального состава
полное оборотное водоснабжение еще не по-
лучило промышленного применения. На ряде
фабрик с привлечением научно-исследова-
тельских институтов ведутся разработки и
испытания схем обогащения с использованием
оборотных вод. Ниже приводятся некоторые
результаты.
Лениногорская обогатительная фабрика пе-
рерабатывает медно-свинцово-цинковые руды
Риддер-Сокольского и Тишинского месторо-
ждений по схеме коллективной флотации
с последующим разделением коллективного
концентрата и выделением медного, свинцо-
вого, цинкового и пиритного концентратов
[10]. Наибольшим содержанием вредных при-
месей отличаются хвосты свинцовой контроль-
ной флотации (табл. IV.10). Например, при
доле этих хвостов, равной 5 % общего объема
сточных вод, в них концентрируется 76 %
меди, 92 % цинка, 86 % суммы цианидов и ро-
данидов от общего количества этих веществ
в сточных водах фабрики.
На основании проведенных исследований
Казмеханобр предложил схему полного обо-
ротного водоснабжения Лениногорской обо-
гатительной фабрики, основанную на ло-
кальной очистке слива после сгущения хво-
стов свинцовой флотации руды Тишинского
месторождения (рнс. IV.7). При оборотном
водоснабжении необходимо усилить депрес-
сию цинковых минералов в медно-свинцовом
цикле флотации. Для предотвращения вред-
Слив сгустителя
после сгущения
хвостов свинцовой,
флотации руды Ти-
шинского место-
рождения
Слав сгустителя
коллекти вного кон
центрата
вакуумная
отгонка
Хлорирование
Слив сгустителей,
концентратов
Прочие стики
Отстаивание (Таловское
хвостохранилище)
Слив |
У' Хвосты
Отстаивание ( Нашинское
хвостохранилище )
Осадок
Слив
в технологичес-
кий -процесс
Рис. IV.7. Схема кондиционирования оборотной
воды на Лениногорской обогатительной фабрике
иого влияния избытка вспенивателя, расход
реагента Т-66 должен быть сокращен, а рас-
ход активированного угля — увеличен. Прн-
Таблица IV. 10
Химический состав сточных вод Лениногорской обогатительной фабрики (при обогащении руды
Тишинского месторождения)
Содержание, мг/л
Ан ализируемая вода Саг+ + ъе + ъ + N FT о 1 1 СО НСОз 1_ 1 GNC-Э О О CN-+CNS-
Стив сгустителя кон- центрата; медного пиннового пиритного свинцового Сточная; цинково-пиритной флотации свинцовой кон- трольной флотации 112 40 978 36 140 112 7 27 7 1 5 15 1,4 1»! 3,1 6,3 16 145 0,2 2,8 0,2 10,3 0,1 77,1 0,6 0,1 0,1 0,2 0,4 Не оби. 4 7 7 4 4 114 226 58 2541 135 463 235 73 67 67 67 61 463 102 336 72 42 12 600 Не обн. 1,5 12,7 48 3,9 315
177
Таблица IV. 11
Состав оборотной и свежей воды при полупромышленных испытаниях на Тырныаузской
•обогатительной фабрике
Жесткость, мг-экв/л Содержание, мг/л
so£~ SiOa Олеиновая кислота WO» Мо Fe
Оборотная вода (после обработки)
1,7—1,2 | 440—2501 280—130| 5,0—2,6 | 2,1—0,9 | 3,2—1,8 | 0,5—0,2
Сеемая вода
1,8—1,5| 17—11 | 14—12 | Не обн, | 0,2 | 0,5—0,1 | Не обн.
'измененном реагентном режиме на оборотной
воде получены высокие технологические пока-
затели обогащения.
Работы по применению оборотной воды при
•обогащении вольфрамо-молибдеповой руды
проведены институтом Механобр па Тырныа-
узской обогатительной фабрике по схеме
селективной флотации. Применялись сле-
дующие реагенты: при молибденовой флота-
ции — терпинеол, трансформаторное масло,
сода; при основной шеелитовой флотации —
олеат натрия, жидкое стекло; при пере-
чистках и пропарке молибденового концен-
'Трата — жидкое стекло, сульфид натрия; при
пропарке шеелитового концентрата — жид-
кое стекло. На последнем этапе полупромыш-
.ленных испытаний была проведена флота-
ция с применением смеси, состоящей из 85 %
-оборотной и 15 % свежей воды. Практически
в процесс возвращалась вся вода; свежая
вода добавлялась для восполнения есте-
ственной убыли.
В оборотную воду (перед ее использова-
нием) с целью осветления и очистки вводили
известь (из расчета 1 кг СаО на 1 т руды).
При этом pH повышался до 10,5—II. Для
снижения pH до 8,8—8,5 (как это требуется
по технологии) воду подкисляли серной
кислотой. Состав оборотной воды после ее
обработки и свежей воды приведен
в табл. IV.11.
На оборотной воде были достигнуты пока-
затели, близкие к показателям, полученным
при использовании свежей воды (несколько
понижено извлечение и содержание вольфра-
ма в концентрате).
Оборотное водоснабжение обогатительной
фабрики принято в проекте полного развития
Тырныаузского горно-металлургического
комбината.
Исследования по внедрению оборотного
водоснабжения проведены на Зыряновской
обогатительной фабрике, перерабатывающей
полиметаллические сульфидные руды с по-
лучением свинцового, медного и цинкового
концентратов.
Основное затруднение в непосредственном
использовании слива хвостохранилища обус-
ловлено наличием в нем цианистых комплек-
сов тяжелых металлов. Попадая с оборотной
водой в основную операцию — измельчение
руды, Эти примеси вызывают преждевремен-
ную активацию цинка в медно-евин цовом
цикле. Потери цинка с медным и свинцо-
вым концентратами возрастают в 2—3 раза.
Зыряновской обогатительной фабрикой при
участии Казмеханобра разработана техноло-
гия очистки сточных вод; пущена опытно-
промышленная ионообменная установка для
очистки сливов сгустителей от цианидов
с утилизацией растворенных цветных и бла-
городных металлов. Проведены также полу-
промышленные испытания способа кислотной
обработки сточных вод, содержащих ком-
плексные цианиды металлов.
Наряду с очисткой сточных вод потребо-
валась корректировка реагентного режима,
Снижение расхода цинкового купороса в одну
стадию измельчения и в операцию перечистки
мед но-свин цового концентрата улучшает се-
лекцию минералов и повышает извлечение
меди в одноименный концентрат до уровня,
полученного на свежей воде.
На Акджальской обогатительной фабрике
проведены промышленные испытания обо-
ротного водоснабжения при обогащении свин-
цово-цинковых руд. В качестве оборотных
Таблица 1V.12
Состав слива хвостохранилища
на Акджальской обогатительной фабрике
при работе на оборотной и свежей воде
Компонент Соде ржание (мг.,л) при работе
па обо- ротной воде н>з све- жей воде
Т-66 70 150
Ксантогенат 0,12 0,10
Свинец Не обн. 0,95
Цинк 3 I
Кальций 356 368
Магний 88 92
Сульфаты 1406 1444
Хлориды 213 210
Бикарбонаты 136 - 122
Карбонаты Нс обн. 12
Сухой остаток 2736 2856
178
вод использована смесь слива хвостохрани-
лища и оборотной воды цеха тяжелой суспен-
зии. В связи с переходом на оборотное водо-
снабжение было предложено внести коррек-
тивы в реагентный режим флотации: увели-
чить расход цинкового купороса в цикле из-
мельчения, исключить подачу вспенивателя
Т-66 и сульфида натрия в свинцовую фло-
тацию.
Состав слива хвостохранилища при ра-
боте на свежей и оборотной воде приведен
в табл. IV. 12. Накопления солей в оборотной
воде не наблюдается. С применением оборот-
ной воды в цикле измельчения технологи-
ческие показатели обогащения не ухуд-
шаются.
Оборотное водоснабжение на зарубежных
обогатительных фабриках [40, 83]
В Канаде оборотное водоснабжение внедрено
на 61 обогатительной фабрике (табл. IV. 13).
На 20 медных, мед но-цинковых и медно-
никелевых обогатительных фабриках обо-
ротные воды составляют свыше 50 % общего
расхода потребляемой воды. Например, на
медной фабрике «Гибралтар» производитель-
ностью 41,5 тыс. т руды в сутки оборотные
воды используются на 70 %. На ряде медно-
никелевых фабрик полностью исключен
сброс сточных вод в открытые водоемы. На
фабриках, перерабатывающих полиметалли-
ческие св ин цо во-цинково-мед ные руды, доля
оборотных вод сравнительно невелика.
В США на 17 медных обогатительных фаб-
риках в оборот направляют 70 % сточных вод.
Оборотное водоснабжение на медных фабри-
ках, построенных за последние годы, осу-
ществляется в Австралии, Испании, Заире,
на Кипре, на Филиппинах. В ФРГ на обо-
гатительных фабриках свежая вода также
заменяется оборотной.
Таблица IV. 13
Оборотное водоснабжение на обогатительных
фабриках Канады
Фабрики Общее ЧИСЛО фабрик Число фабрик с оборот- ным водоснабжением В том числе
более 50 % оборотом
7 менее Ю %
Зол отои звлекателъ- 14 7 2 5
ные Медные и медно- 26 19 13 - 6
цинковые Полиметаллические 19 12 5 7
Медно-никелевые 13 11 7 2 2
Железорудные 12 4 2 — 2
Прочие 11 8 4 2 2
Всего 95 61 26 11 24
Глава 4.
Анализ сточных вод
§ 1. Отбор, консервация
и хранение проб [72, 88]
Отбор проб сточной воды является важной
частью ее анализа, необходимым условием
правильности получаемых результатов.
Места отбора проб выбирают после подроб-
ного ознакомления с технологией произ-
водства, потреблением воды, назначением и
работой отдельных элементов очистных со-
оружений.
Соответственно цели анализа применяют
разовый или серийный отбор проб. При разо-
вом отборе пробу берут один раз в определен-
ном месте, анализируют и рассматривают
результат одного анализа. Однократное взя-
тие пробы обычно недостаточно. Как правило1
применяют серийный отбор проб.
Различают две основные пробы: простую-
и смешанную.
Простую пробу получают однократ-
ным отбором всего требуемого количества
воды. Анализ этой пробы дает сведения о со-
ставе воды в данный момент в одном месте.
Смешанную пробу получают, сли-
вая простые пробы с одного и того же места,
через определенные промежутки времени или
отобранные одновременно в различных ме-
стах обследуемого объекта. Эта проба должна
характеризовать средний состав воды ис-
следуемого объекта или средний состав воды
за определенный период времени с учетом
как места отбора, так и времени. Ее полу-
чают, смешивая части простых проб в таком
количестве, чтобы окончательный объем сме-
шанной пробы соответствовал требованиям
анализа. Смешанную пробу не рекомендуется
отбирать за период больший, чем одни сутки.
При необходимости длительного хранения
пробы консервируют [88]. Консервирующее
вещество вводят в сосуд до отбора пробы.
§ 2. Методы анализа.
Запись результатов
Анализ сточных вод проводят методами, опи-
санными в литературе [72, 86].
Результаты анализа записывают в журнал.
Форма записи результатов анализа произво-
дственных сточных вод следующая:
Год_____, месяц -----, дата взятия пробы
Место отбора пробы (от какого технологиче-
ского процесса, агрегата, от общих сточных
вод отделения или фабрики, до или после
очистного сооружения и какого именно)
179-
Характер пробы: простая, смешанная Кто отбирал пробу (фамилия, должность, ор- ганизация) Результаты анализа Окраска сточной воды (качественно) * Разведение, при котором окраска исчезает в столбике высотой 20 см * Плавающие вещества (наличие пленки) * Запах сточных вод (качественно) * Разведение, при котором запах исчезает * Грубодисперсные (взвешенные) вещества до отстаивания и после отстаивания в течение 120 мин, мг/л — Осадок, в % к объему сточных вод через 30, 60, 120 мин- pH Кислотность или щелочность, мг/л, моль/л Сухой остаток, мг/л ~ Окисляемость по КМпО4, мг О/л Кальций Са2+, мг/л, моль/л — Магний Mg2+, мг/л, моль/л . Жесткость, мг-экв/л Хлориды СП, мг/л — Сульфаты SO|~, мг/л Биохимическое потребление кислорода (БПК) *, мг О/л Специфические вредные вещества (металлы, флотационные реагенты), мг/л * Показатели регистрируются в случае сбро- са сточных водна рельеф. Прн сбросе сточных вод на рельеф определяют вещества, для которых установлены предельно допустимые концентрации, при использовании сточных вод в обороте — ве- щества, которые влияют на процесс обогащения.
РАЗДЕЛ V.
ОКУСКОВАНИЕ
РУДНОГО СЫРЬЯ
Получающиеся в результате обогащения мел-
химконцентраты из руд железных, цветных
и других металлов, как правило, непрк*
годны для непосредственного использования
в плавке или других технологических про*
цессах и требуют окускования. Операция
окускования позволяет рационально исполь-
зовать естественные пылевые руды, а также
отходы производств: уловленные шламы и
пыли металлургических агрегатов, пиритные
огарки сернокислотного производства, крас*
ные шламы глиноземных заводов, колошни*
новую пыль доменных и окалину прокатных
цехов и др.
В металлургии применяют три способа оку*
скования: агломерацию, окомкование, бри*
кетирование.
При агломерации и обжиге окатышей,
кроме основного процесса — спекания мел*
ких частичек в пористый кусок, осуществля*
ются другие процессы, существенно улучша-
ющие металлургические свойства рудного
сырья: дегидратация, разложение карбона-
тов, удаление большей части серы и др.
Глава 1
Агломерация руд
и концентратов
§ 1. Краткое изложение
теоретических основ агломерации
Принцип агломерации методом просасыва-
ння * заключается в том, что через слой
мелкого рудного материала, смешанного с не-
большим количеством зернистого твердого
топлива, просасывается воздух. Благодаря
этому образованная вначале на поверхности
слоя шихты (в результате внешнего нагрева)
относительно узкая зона горения (20—
40 мм), в которой происходит размягчение,
плавление рудного материала н формирова-
ние агломерата, непрерывно перемещается
со слою вниз, внедряясь в неспеченную
шихту и оставляя за собой слой готового
охлаждающегося агломерата.
* В применяемых в промышленной практике
методах агломерации с продувом воздуха снизу
основные закономерности физико-химических
процессов остаются теми же.
Как способ термохимической обработки
руд агломерация первоначально предназна-
чалась для окислительного обжига сульфид-
ных руд цветных металлов. Позднее этот
способ начали применять как эффективный
метод окускования пылеватых пиритных
огарков и колошниковой пыли с целью по-
следующего их использования в доменной
плавке. В качестве топлива при агломерации
пиритных огарков служила оставшаяся сера,
а колошниковой пыли — углерод, содержа-
ние которого было достаточно велико. До-
бавки к агломерируемым материалам мел-
кого топлива (каменного угля, антрацита,
кокса) позволили использовать этот метод
окускования для многих окисленных и кар-
бонатных руд, не содержащих горючих со-
ставляющих.
Агломерационная шихта состоит из сле-
дующих основных компонентов: рудной ча-
сти; возврата (мелкого некондиционного аг-
ломерата от предыдущего спекания); топлива
(коксика, антрацита) в количестве 4—6%;
флюса (известняка, доломита); различных
добавок (колошниковой пыли, пиритных
огарков, окалины и др.). Максимальный
размер кусочков руды и возврата 6—8 мм,
коксика и известняка 3 мм.
Разогрев агломерируемого материала до
высоких температур на каждом горизонте
слоя происходит за счет тепла, выделяющего-
ся при горении топлива в этом слое, а также
тепла, переносимого потоком газа из верхних
слоев.
С первых секунд процесса агломерации
в слое образуются зоны, расположенные
в определенном порядке по высоте н отлича-
ющиеся друг от друга по существу протека-
ющих реакций и внешнему виду (рис. V.1):
/ — зона готового охлаждающегося агло-
мерата; 2 — зона плавления или формирова-
ния агломерата; 3 — зона интенсивного на-
грева; 4 — зона сушки; 5 — зона переувлаж-
нения; б — зона конденсации; 7 — слой ис-
ходной шихты.
Засасываемый в слой шихты воздух про-
ходит через раскаленную при зажигании
зону спеченного агломерата, разогреваясь
до высоких температур. Двигаясь дальше,
нагретый воздух нагревает расположенный
ниже слой шихты до температур, при которых
происходит воспламенение топлива шихты.
В каждый рассматриваемый момент времени
томливо в верхних участках зоны горения
Рис. V.I. Структура агломерируемого слоя
181
152UK
Рис. V.2. Схема расположения отдельных зон
в продольном сечении агломерируемого слоя:
тн‘, т0; Т3 — продолжительность начального, ос-
новного и заключительного периодов агломера-
ции; То р — температура отсасываемого из слоя
газа; обозначения зон — те же, что и на рис. V.1
выгорает, одновременно воспламеняясь
в нижних слоях. В результате этого зона
максимальных температур (1570—1770 К) —
зона формирования агломерата — непрерыв-
но перемещается вниз, в направлении дви-
жения газового потока. Впереди зоны форми-
рования агломерата движется зона интенсив-
ного нагрева материала. Газ, отдавая свое
тепло шихте, в этой зоне охлаждается до
570—670 К и поступает в слой влажной ших-
ты, осуществляя ее сушку и насыщаясь во-
дяными парами. Опускаясь вниз, в слой
исходной шихты с температурой 293 К, газ
еще больше охлаждается и становится пере-
насыщенным. При этом происходит конден-
сация части водяных ларов, которые осажда-
ются на шихте, увеличивая ее влагосодер-
жание. В процессе агломерации происходит
Рис. V.3. Схема процесса агломерации
опускание зон в слое шихты почти без изме-
нения их высоты, исключая зону переувлаж-
нения, которая быстро достигает максималь-
ной высоты, а затем уменьшается, и зону
готового агломерата, высота которой непре-
рывно растет. Когда зона горения достигает
колосниковой решетки, весь слой шихты
превращается в готовый агломерат.
Все время спекания подразделяется на
три периода (рис. V,2): начальный, когда
формируются отдельные зоны агломерируе-
мого слоя; основной, когда стабилизирова-
лись газодинамический и тепловой режимы,
и заключительный, в течение которого про-
исходит «выклинивание» отдельных зон.
Таким образом, смешанная увлажненная
и окомкованная (для улучшения газопро-
ницаемости слоя) шихта претерпевает ряд
сложных и разнообразных физических я
химико-минералогических превращений, по-
следовательность которых можно предста-
вить в виде схемы, показанной на рис. V.3.
Испарение влаги из агломера-
ционной шихты является изобар но-адиаба-
тическим процессом, который характеризует-
ся следующими основными положениями.
На испарение воды из шихты расходуется
тепло охлаждающегося газа, поступающего
из зоны интенсивного нагрева. В результате
испарения воды в каждом объеме проса-
сываемого через зону сушки газа непрерывно
увеличивается содержание паров воды вплоть
до насыщения газа парами. Благодаря боль-
шой удельной поверхности агломерационной
шихты (около 3000 м2/м5) и хорошему кон-
такту ее с газом испарение влаги протекает
весьма интенсивно — в условиях завершен-
ного тепло- и массообмена (на нижней гра-
нице зоны сушки температура газа становится
равной температуре шихты) в слое, высота
которого (10—15 мм) во много раз меньше
общей высоты агломерируемого слоя. Сред-
ззок
Переу влажней ае шахты (конденсация влаги)
Сушка. шихты (испарение влаги}
Горение восстановление Разложение Диссоциация Удаление
топлива окислов железа гидратных к.арвонатоВ серы
шихты соединений
\W7DK
fт
Спекание рудных частичек Процессы минералосв разово. -
ния в твердых (разах
“I
I
1
I
I
I
I'
I
I
I
1
J
I
ZlVOK
I
\1670K
Плавление целомерацион- Процессы мцнералоодразова-
нои шихты ния в расплаве
Л
I
Г
I
„I
I у Окисление закиси Кристаллизация Формирование конечной I
f S7OK железа расплава структуры агломерата ।
L------------—-------------------------------.------------------J
182
а я я температура шихтьг вблизи верхней
границы зоны сушки составляет 350—360 К.
При удельном расходе газа около 0,5 кг/кг
(рис. V.4) и равновесной температуре испа-
рения (на нижией границе зоны сушки)
Гк =s 320—330 К начальная температура га-
за на входе в зону сушки равна 570—670 К.
Интенсивность сушки агломерационной
шихты достигает 50 кг/(м3-с).
Удельный расход сухого газа на сушку в
расчете на 1 кг воды вычисляется по формуле
'с = ’/К.е—‘о). <V”
а в расчете на 1 кг сухой шихты
Lc== Zc6-6/(x«ac~x0), (V.2)
где х0 и х„ас — вл агосодержание газа со-
ответственно начальное н на выходе из зоны
сушки, кг/кг; 6 — влагосодержание шихты
в зоне сушки, кг/кг.
Скорость перемещения зоны сушки по
слою равна
Сс = дарг/Ссрлас, (V-3)
где и.» — скорость фильтрации газа в слое,
м'с; Рг— плотность газа, кг/м3; рНас — на-
сыпная плотность шихты, кг/м3.
Для приближенного определения высоты
ftc (м) эоны сушки можно использовать вы-
ражение [36 ]
ftc - lesay0-5^1’5, (V.4)
где w — скорость фильтрации газа, м/с;
d — эквивалентный диаметр комочков ших-
ты, м.
Конденсация влаги в агломе-
рационной шихте происходит послойно в те-
чение первых 2—4 мин, когда исходная тем-
пература шихты ниже равновесной темпера-
туры испарения. Так же, как и сушка, кон-
денсация является завершенным процессом
с точки зрения тепло- и массообмена.
Из теплового баланса зоны конденсации
получается следующее выражение для расчета
удельного расхода сухого газа LK на пере-
увлажнение шихты [36]:
7-к -
_ (<£ ш + »nCj) - (с“ ш + м.г) г„
(С“е.г + 4ис^)Тк-(С”. ,+
+ + Рк (<« - <„с)
(V.5)
Здесь СС11., Сс.пп Сп, Сн — удельные тепло-
емкости сухого газа, сухой шихты, водяного
пара и влаги при температурах в начале зоны
конденсации Гц и в конце ее Тк (обозначены
верхним индексом «п» и «к» соответственно);
Рн — теплота конденсации, численно равная
теплоте парообразования, Дж/кг; 6И и Ьп —
влагосодержание шихты исходной и после
переувлажнения, кг/кг. Расчет показывает,
что для обычных условий агломерации удель-
ный расход воздуха на переувлажнение со-
станляет примерно 0,15 кг/кг сухой шихты.
Рис. V.4. Расчетный удельный расход гааа на
сушку при различных равновесных температурах
испарения Тк и влажности шихты (цифры на кри-
вых)
Заштрихованная область показывает удельный
расход воздуха для наиболее типичных условий
агломерация [Зв]
Количество конденсирующейся в шихте влаги
прямо пропорционально удельному расходу
газа LK и находится в прямой зависимости
от разности температур — Тп:
Л\^МХнас-*нас)- (V-6)
Для обычных условий агломерации содержа-
ние влаги в зоне переувлажнения на 1—
1,5 % выше, чем в исходной шихте.
Скорость перемещения зоны конденсации
вычисляется но формуле, аналогичной фор-
муле (V.3):
Ск — (V.7)
Так как удельный расход газа на переувлаж-
нение в 4—5 раз меньше, чем на сушку, то
скорость перемещения зоны конденсации во
столько же раз выше скорости движения
зоны сушки (см. рис. V.2).
Одной из особенностей начального периода
агломерации является образование зон суш-
ки и конденсации с высокими теплофизиче-
скими параметрами вследствие того, что
в слой шихты поступает газ из зажигатель-
ного горна с температурой 1470—1570 К.
Этой температуре соответствует равновесная
температура испарения 7н — 355—358 К.
При спекании холодной шихты (288—293 К)
в верхних слоях ее будет конденсироваться
до 4 % влаги. По мере опускания зон сушки
и конденсации количество конденсирующейся
в шихте влаги снижается до 1,5%. Един-
ственным способом, полностью исключающим
процесс конденсации, является подогрев
шихты до температуры выше 350 К перед
загрузкой ее на агломерационную машину.
Так как удельный расход воздуха па сушку
численно равен удельному расходу воздуха
183
на агломерацию, то этот параметр может
быть вычислен по формуле (V.2). При ис-
пользовании указанной формулы надо знать
начальное влагосодержание газа (в большин-
стве случаев мало отличающееся от влагосо-
держания воздуха), равновесную температуру
испарения (определяется экспериментально
при измерении температуры отсасываемого
из слоя газа после образования зоны пере-
увлажнения во всей шихте, о чем свидетель-
ствует скачок температуры до 320—330 К).
В случае спекания подогретой шихты в фор-
мулу (V.2) следует подставлять значение ее
начального влагосодержания, при агломера-
ции холодной шихты — влагосодержания пе-
реувлажненной.
Гидратная влага в большей своей
части удаляется из шихты в зоне интенсив-
ного нагрева. Наличие значительных коли-
честв гидратных соединений в шихте ухуд-
шает показатели процесса агломерации: сни-
жаются температуры в зонах интенсивного
нагрева и формирования агломерата (в ре-
зультате затрат тепла на разложение гидра-
тов), увеличивается удельный расход воз-
духа на агломерацию в результате возраста-
ния начального влагосодержания х0 газа,
поступающего в зону сушки [см. формулу
(V.2) ].
Карбонатные со ед и и е и и я на-
ходятся в шихте в основном в виде кальцита
СаСО3 (известняка флюса).
Разложение известняка по реакции СаСО3=
- СаО -ф CQa — 177,8 МДж/(кг-моль), или
1,78 МДж/кг СаСО3, начинается в агломери-
руемом слое при температуре примерно
1070 К- Несмотря на кратковременность воз-
действия высоких температур, частички из-
вестняка крупностью —3 мм успевают пол-
ностью разложиться при агломерации.
Успешному развитию процесса диссоциации
известняка способствуют высокая скорость
газового потока, рыхлая, пористая струк-
тура образующейся пленки окиси кальция,
химическое взаимодействие СаО с SiO2 и
Fe2O3 шихты. Другие карбонаты (MgCO3,
MnCO3, FeCOg) обладают значительно мень-
шей прочностью химической связи и раз-
лагаются при более низких температурах и
меньших затратах тепла, чем СаСО3 (для
указанных выше соединений затраты тепла
на диссоциацию составляют соответственно
1,4; 1,0 и 0,76 МДж/кг карбоната).
Разложение карбонатов — эндотермический
процесс. Это одна из причин, по которой при
агломерации офлюсованной шихты (с вве-
дением в шихту большого количества из-
вестняка) происходит значительное снижение
температур в зоне формирования агломерата
(на 200—300 К) по сравнению с агломерацией
иеофлюсованной шихты.
Горение топлива в агломе-
рируемом слое. Основным горючим
компонентом твердого топлива агломерацион-
ной шихты (коксика, антрацита) является
углерод, содержание которого составляет
80—85 %. При горении углерода топлива
первичными подуктами являются одновре-
менно и (20 и СО2. Условно этот процесс
184
можно представить в виде двух параллельно
протекающих реакций: С 4- 0,5О3 = СО —
4- 10,34 МДж/кг С и С 4- О2 = СО2 -ф-
4-34,0 МДж/кг С.
Температура воспламенения коксика и
антрацита в атмосфере воздуха составляет
870—970 К. При снижении концентрации
кислорода в газе температура воспламенения
7’вос повышается. Для коксика установлена
следующая зависимость [74];
7’вос = (975 — 180 1g {О2}) + 273 К,
где Qa — концентрация кислорода в газе, %.
Горение топлива при агломерации имее-
характерные особенности, отличающие егс-
от горения в других топливосжигающих
устройствах.
Высокая интенсивность теплообмена обус-
лавливает очень быстрое охлаждение газа —-
около 20 000 К/с. Это обстоятельство, обес-
печивая совершенную регенерацию тепла,
в то же время ограничивает высоту зоны
горения, а следовательно, и суммарную
реакционную поверхность частиц топлива
в ней. Высота зоны горения в агломерируемом
слое для различных условий процесса изме-
няется от 15 до 40 мм.
Горение топлива в агломерируемом слое
является слоевым процессом. Об этом сви-
детельствуют непрерывное снижение концен-
трации в газе в направлении его движения
и соответствующее увеличение СО и СО2
в продуктах горения. Вследствие этого вос-
пламенение топлива происходит в газе, со-
держащем малое количество кислорода (2—
4 %), при температурах, достигающих
1070 К; заканчивается горение, наоборот,
в атмосфере газа с высокой концентрацией
кислорода — до 18—19%. При этом режим
горения из смешанного переходит в диффу-
зионный. В обычных условиях агломерации
слой горящего топлива состоит только из
окислительной зоны, в которой, кроме ука-
занных выше реакций, возможно догорание
окиси углерода: СО 4- 0,5О2 = ОЭ2 -г
4-23,7 МДж/кг С. Восстановительная зона
с реакцией СО2 С = 2СО отсутствует.
С другой стороны, из-за небольшой концен-
трации (3—6 % по массе или 12—20 % по
объему) частички топлива разобщены не-
горючими материалами (руда, возврат, из-
вестняк), поэтому процесс можно рассматри-
вать как горение одиночных изолированных
частиц топлива в потоке газа с непрерывно
повышающимися температурой и содержа-
нием кислорода.
Разобщенность частиц топлива (микроне-
однородность) приводит к тому, что, во-
первых, не весь кислород воздуха реагирует
с углеродом. В высокотемпературной зоне
потоки газа с СО и О2 могут проходить раз-
дельно, по соседним каналам. По выходе из
зоны горения охладившиеся молекулы окиси
углерода и кислорода при соприкосновении
уже не могут взаимодействовать друг с дру-
гом, вследствие чего в продуктах горения
одновременно присутствуют и СО, и О2.
Во-вторых, температура горящих в шихте
частиц топлива ниже, чем при горении в
Таблица V.l
Состав продуктов горения углерода топлива агломерационной шихты
Агломерируемый материал Содержание углерода в шихте, % Содержание в газе, % СО : СОг
Ог j СО, | СО
Расчетные данные
Гематитовая руда Магнетитовый концентрат 3,09 3,57 2,57 5,0 8,4 5,4 10 1 5,5 6,5 5,5 7,7 6,2 10,6 6,5 18,0 1,13 1,64 1,18 2,34
Экспериментальные данные
Кварцевый песок Магнезит фракции, мм: 4,4 4,2 9,2 10,8 1,18
— 1,7+0,8 2,2 13 4 7 1,8
—3,4+1,7 2,0 12 6 6 1,0
сплошном слое топлива (вследствие больших
тестовых потерь в результате Лучеиспуска-
ния).
Горение топлива начинается в слое твердой
нгломерационной шихты, а закапчивается
д зоне формирования агломерата, где имеется
б^тьшое количество расплава.
Значительная часть мелкого топлива, за-
чтанная внутрь комочков шихты, не уча-
ствует в собственно горении вследствие за-
труднений диффузионного проникновения
Еёслорсда газа внутрь этих комочков, но
тестирует с окислами железа, марганца и
других металлов (реакции прямого восста-
новления).
На процесс горения углерода агломера-
хгонной шихты оказывают сильное влияние
другие, параллельно идущие реакции: дис-
ссснация карбонатов, окисление и восста-
аезление окислов железа, марганца и других
металлов, что существенно изменяет состав
газовой фазы.
Метод расчета состава продуктов горения по
составу агломерационного газа изложен в ра-
'[74].
iЬ табл. V. 1 следует, что в продуктах
г: тения топлива в агломерируемом слое
т'эс-шение СО : СО3 довольно высокое (боль-
л-1 1).
Из-за отсутствия в обычных условиях
4Гд-мерации восстановительной зоны раз-
ложения паров воды почти нс происходит,
дЕэтсму в агломерационном газе содержание
жытрода незначительно (0,2—0,5%).
Удельный расход воздуха на процесс агло-
к^лии практически не зависит от содер-
жания топлива в шихте. В связи с этим с рос-
яа содержания углерода в шихте кислород
жаду ха используется полнее, и в отсасывае-
жж газе падает концентрация свободного
жжедорода. (рис. V.5),
Параметры горения твердого топлива при
жщцасерацин (температура воспламенения,
скорость горения, состав газовой фазы) можно
регулировать изменением крупности части-
чек топлива, вида топлива (его реакционной
способности), концентрации кислорода в га-
зе, поступающем в зону горения, скорости
фильтрации газа в слое. Зависимости высоты
зоны горения от крупности частичек топлива,
а также продолжительности их горения от
скорости фильтрации воздуха (по эксперимен-
тальным данным) приведены на рис. V.6 и V.7.
В железных рудах, а также в рудах и кон-
центратах цветных металлов сера находится
в виде двух групп соединений: сульфидов
и сульфатов.
Сульфидная сера при агломерации в зоне
высоких температур окисляется кислородом
засасываемого в слой воздуха до SO2 и SO3
Рис* V.5. Зависимость концентрации свободного
кислорода в агломерационном газе от содержания
углерода в шихте
185
Рис. v.6. Зависимость высоты h зоны горения от
среднего размера d частиц коксовой мелочи (со-
держание углерода в шихте 3,5 %)
Область между прямыми — разброс эксперимен-
тальных точек
Рис. V.8. Влияние содержания углерода в агломе-
рационной шихте на степень удаления серь».
(SOa : SO3 ->-10) и удаляется с газом. Металл
при этом обычно превращается в окисел:
4FeS2 4- 110» = 2FeaO3 -|- 8SOa;
3FeS -J- 5О2 = Fe3O4 4- 3SO2; j
2ZnS 4- 3O2 = 2ZnO -4 2SO2;
2Cu2S 4- 3O2 = 2Ch2O 4- 2SO2.
Следует отметить, что в природных рудах
значительное количество серы находится
в виде пирита, который интенсивно диссо-
циирует при 770—970 К: 2FeS» — 2FeS 4-
4- S2. Образующаяся элементарная сера ча-
Рнс. V.7. Зависимость продолжительности
горения кусочков коксовой мелочи от скорости w
фильтрации воздуха в слое, состоящем из:
/ — смеси возврата и руды (крупность топлива
— Зим); 2—магнезита (крупность топлива 3 мм);
3 — магнезита (крупность топлива — 1,6 + 3 мм);
4 — изменение т0 в опытах с магнезитом; 5 — из-
менение т0 в опытах с железосодержащей шихтой
стично окисляется S -1- Оа = SO3, а осталь-
ная в парообразном состояния удаляется
из зоны реакции с газом и в нижних слоях
(при охлаждении до 718 К) конденсируется
в шихте. Окисление сульфидов начинается
с 520—620 К. Процесс значительно интен-
сифицируется с увеличением в газе содержа-
ния кислорода и повышением температуры.
Однако по достижении температуры, при ко-
торой происходит оплавление поверхности
рудных частиц, скорость окисления сульфи-
дов падает вследствие затрудненной диффу-
зии молекул кислорода внутрь кусочков.
При агломерации железорудных материалов
дополнительным фактором, уменьшающим
скорость процессов десульфурации при высо-
ких температурах, является снижение кон-
центрации кислорода в газе вследствие зна-
чительного расхода его на горение повышен-
ного количества углерода в шихте (рис. V.8).
Образующаяся при этом закись железа спо-
собствует растворению FeS в расплаве.
При агломерации шихт с плохой газопро-
ницаемостью (при малой скорости поступа-
ющего в слой воздуха) и относительно не-
высоких температурах окисление сульфидов
идет с образованием сульфатов. Этот процесс
характерен для руд цветных металлов:
ZnS 4- 2О3 = ZnSO4;
Cu2S + 2О3 — CU2SO4;
PbS 4- 2О2 = PbSO4.
В зоне формирования агломерата при на-
личии расплава удаление серы происходит'
в результате следующих реакций:
FeS 4- 10Fe2O3 = 7Fe3O4 4- SO2;
FeS 4- 3Fe3O4 = lOFeO 4- SOa.
В реальных условиях агломерационного
процесса SO3 и SO3 при движении через слой
186
Таблица V-2
Влияние крупности магнетитового концентрата и основности шихты иа степень
десульфуризации при спекании
Параметры Крупность концентрата, мм
— 8 + 0 -12 + 0
Основность агломерата (СаО : SiO2)
0,4 | 1,0 | 1.2 1.4 0,4 1.0 1,2 1.4
Содержание серы, % в шихте в агломерате Степень десульфуризации, % 0,45 0,04 91,2 0,4 0,042 89,4 0,382 0,043 88,0 0,362 0,05 86,2 0,45 0,042 89,4 0,4 0,067 83,2 0,382 0,07 81,7 0,362 0,086 76,3
влажной шихты частично взаимодействуют
: водой с образованием кислот: сернистой
и серной. При подходе зоны высоких тем-
ператур к данному горизонту происходит
разложение образовавшихся соединений и
вторичное выделение SO2 и SO3 в агломера-
ционный газ.
При соблюдении оптимальных условий
агломерации железных руд (умеренный рас-
ход углерода в шихте — около 3 %, сохра-
нение высокой газопроницаемости агломери-
руемого слоя) можно достичь высокой сте-
пени удаления сульфидной серы — выше
95 %.
Сульфатная сера, в противо-
положность сульфидной, для своею удаления
требует высокой температуры, восстанови-
тельной или нейтральной газовой атмосферы:
2CaSO4 = 2СаО + 2SO2 4- О2;
2FeSO4 = Fe2Q3 -|~ SO2 4- SO3;
2PbSO4 = 2РЬО 4- 2SO2 4- O2.
Разложение сульфата кальция CaSO4 начи-
нается при температуре выше 1370 К. Суль-
фаты цветных металов разлагаются при бо-
лее низкой температуре. Наличие в агломера-
ционной шихте Fe2O3 и SiO2 существенно
облегчает разложение сульфатов:
CaSO4 4- Fe2O3 С — CaO-Fe2O3 4- SO2 4-
4- с°;
2CaSO44-2SiO2 4- 2С = 2QO-SiG2 4- 2SO24-
4- 2CO;
2PbSO44- SiO2+ 2C= 2PbO-SiOs4- 2SO24-
4- 2CO.
Степень удаления сульфатной серы зиачи-
*ельно ниже, чем сульфидной, и составляет
€С—70%. При этом в шихте должно быть
белее° выссксе содержание углерода — до
Присутствие в агломерационной шихте
известняка или извести (при производстве
еф.'кссЕаннсю агломерата) уменьшает сте-
пень десульфуризации вследствие захвата
известьсодержащими материалами части
SO2 и SO3 я образования сульфатов кальция:
СаО 4- SOa = CaSQy,
CaSQj 4- 0,5О2 = CaSO4.
Степень десульфуризации при агломера-
ции зависит также от крупности агломериру-
емых руд (табл. V.2).
Мышьяк и сурьма в шихте при-
сутствуют в основном в виде сульфидов.
Иптенсиввое окисление их идет ври 670 К
и выше:
As2S3 4- 4,5О2 = As2O3 4- 3SO2;
Sb2S3 4- 4f5O2 = Sb2O3 4- 3SO2.
Окислы трехвалентного мышьяка и сурьмы
летучи, поэтому они удаляются из слоя
с газом. При благоприятных условиях в про-
цессе агломерации может удаляться 40—
50 % мышьяка. Если в газе содержится много
кислорода, то образуются нелетучие окислы
пятивалентного мышьяка и сурьмы: As2O5
и Sb2O5. Наличие в шихте окиси кальция
резко снижает степень удаления мышьяка.
Фосфор в шихте находится в окислен-
ном состоянии. При агломерации он не
удаляется и полностью переходит в агло-
мерат.
Разнообразные химико-минера-
логические превращения при агло-
мерации определяются составом шихты
и газовой фазы. При агломерации железо-
рудных материалов ход процессов и конеч-
ный минералогический состав агломерата
зависят от двух факторов: степени окислен-
иости материала (Fe43 : Fe+-) и основности
шихты (СаО : SiO2).
Агломерационный процесс по существу
является восстановительно-окислительным.
Образующийся при горении углерода газ
обладает восстановительным потенциалом
по отношению к Fe2O3 и Fe3O4. Поэтому в тех
микрообъемах, где нет топлива, идут окисли-
тельные процессы, а там, где находятся горя-
щие частички топлива, происходит восста-
новление окислов железа. Необходимо
отметить, что соотношение микрообъемов
с восстановительной и окислительной газовой
средой на каждом горизонте неодинаково.
187
Рис. V.11. Зависимость Д^О от содержания
углерода в агломерационной шихте при спекавжв
гематитовой руды (/>, магнетитового концентрата
(2), бурого железняка (3), магнетитового ков-
цен трата с добавкой 20 % мела (4)
Рис. V.9. Схема изменения содержания в агломе-
рируемом материале FeO в зонах окисления и
восстановления:
1 — распределение температуры в слое; 2 — из-
менение содержания FeO по высоте высокотем-
пературной части агломерируемого слоя; / —
зона окисления; 11~ зона восстановления
Ниже горизонта с максимальной температу-
рой (рис. V.9) объем шихты с горящими ча-
стичками углерода значительно превышает
объем шихты с окислительной атмосферой.
На этом участке слоя преобладают восста-
новительные процессы — это зона восстано-
вления. Выше горизонта максимальных тем-
ператур, куда поступает горячий воздух,
находится зола окисления. Агломерируемый
материал вначале подвергается частичному
восстановлению, а затем (после выгорания
топлива) — окислению. Характер изменения
содержания закиси железа по высоте высоко-
температурной части агломерируемого слоя
Рис. V.10. Схема изменения содержания FeO
в высокотемпературной части агломерируемого
слоя для различных условий спекания:
а — гематитовая руда; б — магнетитовый мате-
риал при высоком расходе топлива в шихте;
в — магнетитовый материал при низком расходе
топлива в шихте; / — зона окисления; П — зона
восстановления
FeO
иллюстрируется кривой 2 (см. рис. V.9).
Глубина протекания восстановительные
и последующих окислительных процессов
определяется типом агломерируемого мате-
риала и содержанием углерода в шихте
(рис. V.10). При агломерации гематитовой
руды восстановительные процессы преобла-
дают над окислительными, а при спекании
магнетитовых материалов соотношение обыч-
но обратное. При агломерации, магнетитовых
руд с низким расходом топлива в шихте
и высоком содержании кислорода в газе
ниже зоны восстановления, начиная с870К.
возникает еще одна зона окисления — до
горизонта с температурой 520 К. Суммарный
результат окислительно-восстановительных
процессов при агломерации оценивается спе-
циальным показателем Д£О, представля-
ющим собой разницу между фактическим со-
держанием кислорода в агломерационном
газе и теоретическим (кислород, образу-
ющийся при горении топлива шихты, £0 =
= О2 -J- СО2 + 0.5СО). При положитель-
ном значении Д£О преобладают восстанови-
тельные процессы; если Л£О = 0, то и вос-
становление, и окисление идет в одинаковой
степени. На рис. V. 11 приведена зависи-
мость AvQ от содержания углерода в шихте
для различных материалов.
FeO FeO
188
Таблица V.3
Температура плавления чистых окислов и образованных из них минералов
(применительно к составу агломерационных шихт в зоне плавления) [17]
Окислы К Минералы I * К Минералы И К
Гематит .Магнетит 1838 1870 Фаялит Эвтектическая смесь: 1478 Однокальциевый феррит Эвтектическая смесь: 1489
Кварц 1983 фаялит + кремнезем 1451 двух кальциевый
Известь 2858 фаялит Д- вюстит 1450 силикат вюстит 1553
Глинозем Окись магния 2313 3073 фаялит-/- магнетит 1445 однокальциевый феррит 4- полукальциевый феррит магнетит + однокальцие- вый феррит 4- двухкаль- циевый феррит двухкальциевый феррит 4" 4- однокальциевый силикат 1473 1453 1458
* J — вещества и смеси в нсофлюсованноГг шихте.
*’ II — вещества и смеси в офлюсованной шихте.
Основное количество FeO образуется в ре-
зультате восстановления за счет СО газа,
10—15% закиси железа образуется внутри
комочков шихты за счет реакций прямого
восстановления с участием закатанного угле-
рода шихты. Количество FeO от диссоциации
Ье2О3 в условиях агломерации пренебрежимо
мало.
Глубина развития восстановительных
и окислительных процессов теоретически
определяется на основании сопоставления
состава газов — образующегося при горении
углерода шихты и отсасываемого из слоя.
Эксперименты и расчеты показывают, что
в зоне восстановления содержание FeO уве-
личивается на 10—30%. В зоне окисления
уменьшение содержания FeO составляет 15—
20%.
Химике-минералогические процессы в твер-
дых фазах получают заметное развитие при
достижении агломерируемым материалом
температур 870—1070 К. Главные особен-
ности минералогических процессов в этот
период состоят в том, что, во-первых, не-
зависимо от исходного соотношения количеств
реагирующих веществ первыми образуются
соединения с самой простой из возможных
кристаллических решеток. Во-вторых,
если в смеси нескольких веществ могут идти
различные реакции, то массовая скорость
накопления продуктов взаимодействия будет
определяться не столько химическим срод-
ством реагирующих веществ, сколько по-
верхностью их контакта. При агломерации
железорудных материалов в результате вза-
нмодействия основных соединений шихты
Fe2O3, Fe3O4, СаО и SiO2 в твердых фазах
будут образовываться следующие минералы
•в порядке уменьшения количества): феррит
кальция CaO-Fe2O3 (770 К); фаялит 2FeO X
X SiO2 (1170 К) и двухкальциевый силикат
1820 К) Ц7].
Количество новых минералов, образу-
ющихся в твердых фазах, из-за ограничен-
ного времени взаимодействия и невысоких
температур мало. Однако они оказывают
существенное влияние на дальнейшее раз-
витие процессов минералообразования, так
как именно эти соединения дают первые пор-
ции жидкой фазы — расплава (табл. V.3).
При получении неофлюсованных агломе-
ратов основные процессы взаимодействия
идут между окислами железа и пустой поро-
дой, которая в основном из кремнезема.
Как следует из диаграммы состояния
(рис. V.12) системы Fe3O4 — 2FeOSiO2,
образовавшийся в твердых фазах фаялит
плавится при 1478 К, а при дальнейшем
повышении температуры в расплаве начинает
растворяться магнетит. Состав расплава
при этом изменяется в направлении линии
С — D. Один объем фаялита может раство-
рить несколько объемов магнетита. Для более
полной характеристики протекающих про-
цессов следует использовать диаграмму со-
стояния системы FeO — Fe2Qs — ЭЮг
(рис. V. 13).
При производстве офлюсованного агло-
мерата в процессах минералообразования
Рис. V.12. Диаграмма состояния системы
Fe3O4—2FeO- SiO2
189
т,х
1873 -
1775
1673
1573
1473-
1373
1273
Расплав
СаО* расплав
2 СаО- ГеЛ+расплав^//
расплав
14896
2£aO-Fs^Oj
Са(Нег Oj
Г?нашит
★расплав
ттп СоО^Ге205-_
м-ТЩ-г гематит
СаО‘?егО5+гСпО'ге,01
Са 0 Гег03 *
★гематит
—1 ----1 ~----I—~ ---L
О 60 70 80
СаО ZCa0Te203 СаОТеД
90 ’ ЮО%
Fez °з
Рис. V.15. Диаграмма состояния системы СаО —
— Ге.,О,
ополнительно принимает участие окись
кальция. Определенную информацию для
этого случая можно получить с помощью
диаграммы состояния: СаО — Fe3O3 — SiO2
(рис. V.14). На рис. V.15 и V.16 приведены
частные сечения указанной трехкомпонент-
ной системы: СаО — Fe2O3 и СаО — SiO2-
В офлюсованной шихте первичный расплав
из феррита кальция и фаялита с еще боль-
шей скоростью, чем при производстве не-
офлюсовапного агломерата, растворяет окис-
лы железа и другие минералы шихты, быстро
увеличиваясь в объеме.
При нормальном ходе агломерационного
процесса большая часть шихты проходит
через плавление. Железорудный агломерат
Т, К
2873
с этой точки зрения можно рассматривать
как продукт кристаллизации железистсп
силикатного расплава различной основное^
Формирование конечной минеральъ:»
структуры неофлюсованного агломер зп
идет по следующей схеме. При охлаждена
расплава первым кристаллизуется магни-
тит; со временем растут число и размет®
зерен. При температуре ниже 1415 К ccrst-
шаяся часть расплава застывает между зо-
нами магнетита в виде эвтектической скеп
Ряс. V. 16. Диаграмма состояния системы СаО —
— SiO2
2673
2473
2273 -
1673
o№0'5l02*
расплав
oC^CdO'SlO^ .
* СаО ‘
-★расплав
Тридимит
★расплав
О - ,
SL02 CaO'SiOf JCa3-25iO2 ЯаЗSlOpCaFil.;
Две
'живко
2073
ofeS?Vc“B’'M2
Расплав*
СаО
расплс
190
я железистого стекла. Конечный состав
неофлюсова иного агломерата зависит от
условий спекания; с увеличением содержа*
ния в шихте углерода в агломератах воз-
растает количество минералов, содержащих
двухвалентное железо (магнетита, вюстита,
фаялита).
По минеральному составу малоофлюсован-
ные агломераты (с основностью ниже 0,5)
отличаются от неофлюсованных лишь тем,
что фаялит в них заменен железокальциевым
сливипом CaOx-FeO2_.v- SiO2.
В агломератах средней основности (0,5—
1.0), кроме магнетита и предельно насыщен-
ного оливина (х — 1,1), появляется неко-
торое количество силикатов кальция:
CaO-SiO2; 2CaO-SiO2.
Основные минералы высокоосновных
агломератов — магнетит, кальциевый оли-
вин. силикаты кальция, ферриты кальция.
На рис. V.17 представлено изменение фазо-
вого состава железорудных агломератов с по-
вышением основности.
Вследствие микронеоднородности шихты
з агломерируемом слое получается неодно-
родное температурное поле, и в различных
участках оказывается различное соотноше-
ние компонентов шихты — различный хими-
ческий состав. В конечном итоге это приводит
I получению в отдельных микрообъемах
разнообразных новых минералов и структур.
При агломерации железных руд с глино-
земистой породой, кроме отмеченных мине-
ралов, в агломерате присутствуют герцинит
FeO-AUOg, геленит 2СаО-AlaO3-SiO2 и его
"вердые растворы с аккерманитом 2СаО X
_MgO-2SiO2.
Агломерация шихт с повышенным содер-
жанием окиси магния характеризуется обра-
зованием дополнительных твердых рас-
творов магнетита и вюстита с MgO, а также
~вердых растворов в силикатной связке
«жду форстеритом 2MgO-SiO2, фаялитом,
двухкальциевым силикатом с получением
гмдинений, близких к оливину MgO X
FeOSiO* или монтичеллиту MgO X
CaO-SiC£.
Характерной особенностью тепло-
: б м е н а в агломерируемом слое являются
:чень быстрый (со скоростью до 1000 К/мин)
нагрев материала, небольшое время (1,5—
1.5 мин) пребывания спекаемого материала
1 :оне максимальных температур и последу-
ацее быстрое охлаждение полученного агло-
ерата (рис. V.18).
В агломерируемом слое имеются две сту-
йк-и теплообмена (рис. V.19): верхняя 1,
ь;гда поступающий в слой холодный воздух
жаптевается за счет тепла охлаждающегося
агломерата, и нижняя II, когда агломери-
зуемый материал нагревается выходящим
и зоны горения газовым потоком.
Агломерация — один из самых совершеп-
«Ежх в теплотехническом отношении процессов
з металлургии; расходуя твердое топливо
з количестве 3—5 % массы материала, удает-
дж нагревать последний до 1470—1770 К.
Такая высокая эффективность использования
тиша объясняется малыми потерями его
Рис_ V.17. Изменение минерального состава
агломератов из концентрата КМА с увеличе-
нием основности;
1 — магнетит; 2 — гематит; 3 —железокальци-
евые оливины; 4 — геденбергит; 5 — фаялит;.
6 — стекло; 7 — эвтектические структуры; 8 —
двухкальцнеяый силикат; .9 — трехкальциевый
силикат; 10 -ферриты кальция; А — выход.,
годного алгомерата (--/ мм)
(так как горение топлива идет внутри слоя)1
и высокой интенсивностью теплообмена (об-
условленной большой удельной поверх-
ностью агломерационной шихты — около
3000 м2/м3). Благодаря совершенной регене-
рации тепла (в течение 80—90 % общего
времени агломерации) температура покида-
ющего слой газа составляет 290—330 К- Эта
особенность позволяет концентрировать
тепло в относительно узкой зоне (50—60 мм)
с получением в ней высоких температур.
Тепло зажигания п горения топлива в верх-
Рис. V.18. Изменение температуры на отдельных
горизонтах агломерируемого слоя:
1 —9 — номера горизонтов сверху вниз (через-
50 мм)
191.
ВоздЦХ
Рис, V.19. Распределение температур газа Тг
и материала 7М в высокотемпературном участке
агломерируемого слоя:
/ — верхняя ступень теплообмена; II — нижнпяя
ступень теплообмена
ней части слоя благодаря конвективному
переносу потоком газа многократно участвует
в нагреве нижних слоев агломерируемого
материала.
Анализ теплового баланса элементарного
слоя материала свидетельствует о том, что
одной из главных статей приходной части
баланса (более 50%) является «тепло реге-
нерации» (суммарная энтальпия материала
и газа). Недостаток тепла в верхних гори-
зонтах слоя в начальный период агломерации
компенсируется теплом зажигания.
Структура зонального теплового баланса
агломерационного процесса (на 100 г сухой
шихты)
МДж %
Статьи прихода: энтальпия шихты . . 69 31,8
энтальпия воздуха 50 23,1
горение углерода ших- ты 70 32,3
горение сульфидной серы 1,3 0,6
непрямое восстанов- ление Fe2O3 5,25 2,4
окисление FeO . . . 18,7 8,6
экзотермические реак- ции шлакообразования 2,5 1,2
Итого 216,79 100,0
Статьи расхода: энтальпия агломерата 130,0 60,1
энтальпия газа . . . 68,9 31,7
диссоциация известня- ка 17,8 8,2
Итого. . . 216,79 100,0
Скорость U перемещения по слою зоны
высоких температур (где происходит форми-
рование агломерата), называемая вертккадзг-
иой скоростью спекания, определяется пэ
формуле
V = Kt»Cr/p,acCi, (V-S-
где К — коэффициент пропорциональности.
w— скорость фильтрации газа, м'с: С-
и — удельная теплоемкость соответ-
ственно газа и материала, Дж/(кг- К); Рнас —
насыпная плотность шихты, кг/м3.
При использовании этой формулы следует
иметь в виду, что — кажущаяся тедл>
емкость материала, учитывающая
поглощение или выделение тепла в резуль-
тате эндо- или экзотермических процессж
C; = CM4-SQ/AT, (V.?<
где Си — истинная удельная теплоемкость
материала; SQ—алгебраическая сумм®
тепловых эффектов процессов, иду:; ж*
в рассматриваемом температурном диапазон
АТ, в расчете на 1 кг материала (для э:<эс-
термических процессов берется со знакж
минус, для эндотермических — со знак ж
плюс). Из выражения (V.8) видно, что зег-
тикальная скорость спекания прямо про-
порциональна скорости фильтрации таз®
и отношению удельных теплоемкостей газа
и материала.
Наиболее важными параметрами агло-
мерируемого слоя, определяющими характер
теплообмена, являются кажущаяся удельво
теплоемкость шихты и удельная поверхнось
материала. Увеличение кажущейся уделэ-
ной теплоемкости шихты ведет к возраста-
нию удельного расхода воздуха иа аглочегл-
цию и соответствующему снижению зщ-
тикальной скорости спекания. С увеличен*»
удельной поверхности шихты (являющехш
функцией прежде всего крупности) пегиг-
ходит «концентрация тепла» — сужение зьг-
сокотемпературной зоны с соответствуют»»
увеличением максимальных темпер 2 ~ут.
При этом одновременно уменьшается ска? :сь
перемещения фронта теплопередачи в слж.
Наиболее важным параметром ггззьтт?
потока, влияющим на условия теплообмен,
является его удельная теплоемкость. Оя
повышается с увеличением в нем двуэкжж
углерода.
В обычных условиях агломерации ниади
ступень теплообмена движется с больтя*
скоростью, чем верхняя, в результате ч-еч»
происходит постепенное расширение sow
высоких температур по мере перемещеннх ®
в слое к колосниковой решетке. Оспозявв
причиной этого явления следует ечнткж
увеличение массы газа (по сравнению с коли-
чеством поступающего в слой воздуха) я «»
удельной теплоемкости (за счет повышении
в нем концентрации СО2).
Из двух функций, которые выполняет эса-
дух, засасываемый в агломерируемый слой. —
подает кислород в зону горения тверда»
топлива и используется в качестве теая>
иосителя —> главной является вторая — а
теплообмен нужно значительно больше ээ-
духа, чем для горения топлива шихты. Лит»
192
Таблица V.4
Шэкость ц н поверхностное натяжение а железистых расплавов
1 < ni 1 : 411), . — Химический состав системы. % (по массе) П, (Па-с) при температуре, К п(Н/м)при температуре,К
FeO РегОЕ stoE СаО 1450 1550 1650 1450 1550 1650
<L00 70,0 3,6 26,4 Тв * 0,170 0,110 41,0 42,3
<67 42,0 3,0 33,0 22,0 0.25 0,075 0,055 — 42,7 44,6
L03 38,9 1,9 29,2 30,0 0,21 0,118 0,082 46,0 46,8 47,7
x j 15,5 41,8 7,4 35,3 Тв * 0,084 0,056 — 59,4 56,4
0,4 73,6 — 26,0 Тв * 0,038 0,026 — 61,4 58,0
* Тв — твердое состояние.
** высоком содержании топлива в шихте
вяясивность процесса лимитируется не-
лватхой кислорода.
В агломерационном процессе теплообмен
связан с горением топлива в слое.
С -адиой стороны, горение топлива не может
Латъся до тех пор, пока оно не нагрелось
до температуры воспламенения (а дальней-
и скорость горения будет зависеть от ско-
р«гтя нагрева этого элементарного слоя
ступающим сверху горячим газом), с дру-
•s* — на характер теплообмена в слое суще-
саегное влияние будут оказывать условия
.тения топлива: скорость выделения тепла
ею абсолютное количество. Наилучшее
^пество агломерата и максимальная проиэ-
•щмгтельность будут достигнуты при равных
«юностях перемещения фронта теплопере-
дмш (горизонт с температурой 370—470 К)
* фронта горения (горизонт с температурой
ЧП0--1070 К). Рассогласование этих скоро-
сей приводит к рассредоточению тепла
а большом числе элементарных слоев мате-
фкжлд с соответствующим снижением макси-
кхьаых температур. Если скорость пере-
Жеяия фронта теплопередачи практически
ж поддается управлению, то скорость пере-
щеиия фронта горения можно регулиро-
жиж. изменяя крупность топлива, применяя
ижсгизо различной реакционной способ-
ен. изменяя концентрацию кислорода
движущемся слое газа.
Процесс формирования фи-
теской структуры агломерата,
w есть превращения слоя мелких рудных
штек в кусковой продукт, отвечающий
зрйс-заниям металлургической плавки,
читает в два этапа: спекание в твердых
фпы и спекание с участием жидких фаз —
фЯЕхгава.
Твердофазное спекание не играет какой-
ЛМБо существенной роли в формировании
фвихеской структуры агломерата вслед-
<Я№ относительно низких температур (970-
ОЛ) К) и небольшого времени (около 30 с)*
этого этапа заключается в том, что
^разующиеся новые минералы, обладая не-
С15Й температурой плавления, дают
порции расплава. Только благодаря
3 =каз 34
наличию расплава становится возможным
в течение небольшого времени воздействия
максимальных температур (1,5—2,5 мин) свя-
зать рудные зерна в пористый, но достаточно
прочный пирог агломерата.
Основными силами взаимодействия в си-
стеме сыпучий материал — расплав являются
капиллярные. К наиболее важным свойствам
агломерационных расплавов, обеспечива-
ющим быстрое смачивание руднык частиц,
проникновение в мелкие поры между ними
и их связывание, относятся поверхностное
натяжение, вязкость, способность смачивать
твердую фазу. Зависимость этих свойств от
температуры для железорудных материалов
приведена в табл. V.4 и на рис. V.20, V.21.
Из этих данных следует, что наилучшими
свойствами (минимальной вязкостью и хоро-
шей смачиваемостью) обладает однокаль-
циевый феррит.
Одна из характерных особенностей агло-
мерации, оказывающая сильное влияние на
процессы формирования физической струк-
туры агломерата, — его микронеоднород-
ность. Основная причина ее возникнове-
ние, V.20. Изменение вязкости ц расплавов в за-
висимости от температуры Т;
I — 2Fe0-S102; 2 - СаО : SiO, — 1,03; 3 —
СаО ; SjOE = 4,8: 4 — CaO'Fe?O3
193
Рнс, V.21. Зависимость краевого угла смачива-
ния 6 от температуры:
J — сщвокальциевый феррит; 2 — агломерат с ос-
новностью 5; 3 — железокальциевый оливин
(х — 1); 4 -- агломерат с основностью 1,5; 5 —
агломерат с основностью 1; 6 — агломерат с ос-
новностью 0.5; 7 — железокальциевый оливин
(х — 0.5); У — ггесфлюсованный агломерат;
9 — фаялит
ния — присутствие в агломерационной шихте
компонентов с резко различающимися хи-
мико-минералогическими свойствами: то-
плива и известняка (теплопоглощающий ком-
понент). Небольшое количество (3—10 %)
и относительно крупный размер частиц этих
материалов (обычно до 3 мм) обусловливают
некоторую удаленность этих частиц друг
от друга даже при самом совершенном их
смешивании. Это же относится и к крупным
зернам возврата. Идеально смешанную агло-
мерационную шихту можно представить как
совокупность вложенных одна в другую
пространственных кубических решеток,
в узлах которых находятся частицы данного
материала выбранной фракции. Пространство
внутри каждой элементарной ячейки запол-
нено основной массой мелкого железоруд-
ного материала и другими частицами. «Пара-
метр решетки» илн размер 1ху (мм) ребра куба
такой элементарной ячейки, выбранный для
материала х фракции у, равен
Ixy = dxy V (V. Ю)
где dxy — средний размер частиц выбранной
фракции данного материала, мм; рНас —
насыпная плотность шихты, кг/м3; рху —
кажущаяся плотность частиц данного вида,
кг/м3; Кх — содержание данного материала
в шихте, %; Фху — содержание выбранной
фракции в данном материале, %.
В качестве примера в табл. V.5 приведены
рассчитанные по этому способу расстояния
между однородными частицами шихты при
условии идеально равномерного распределе-
ния их в шихте. Для определяющих фракций
( -3 о,4 и —6 4- 3 мм) наиболее важных
компонентов (коксика, известняка, воз-
врата) размеры элементарных ячеек изме-
няются соответственно от 3 до 15 мм. В связи
с этим агломерат не может иметь однородную
структуру в объеме пирога, так как каждая
194
точка внутри элементарной ячейки (размцмв
2—3 см) находилась прн агломерации л сжавв
условиях, отличных от условий сосевш
точен.
Формирование агломерата начннжя»
С момента появления расплавов вокруг гсф*-
щих частиц кокса при температуре
1470 К- По мере повышения темперой ж
снижается вязкость расплава и улучшай»
его смачивающая способность. Под дейетживи
капиллярных сил жидкая фаза всасывая»
внутрь комочков шихты, окружающих w
стички коксика. Если в данном участке слив
тепла недостаточно, расплав застывает. В те
объемах, где температура продолжает за-
ниматься, происходит растворение в жж>-
кой фазе частичек шихты с увелнчеяжж
количества расплава. В отдельных мецло-
объемах (вблизи крупной частички тсюгжвя
или скопления нескольких более медхлоф
образуется настолько много жидкой фкзк.
что часть ее ие может удерживаться на згяж
горизонте и под действием динамичесив»
напора газового потока и силы тяжести спе-
кает вниз, в следующий элементарный сжй.
пропитывает там шихту и застывает. ГЬж
подходе зоны максимальных температур
к этому горизонту может произойти вторая-
нос расплавление материала.
На физическую структуру агломерата ве-
шающее влияние оказывают содержали
в шихте топлива, крупность его части: а
средняя плотность спека. Выделяют тзв
основных типа микроструктур агломерат»
наиболее прочную мелкопористую гтФ-
чатую структуру с относительно равномерж.
распределенными порами размером до 4
(преимущественно 2,0—2,5 мм). Формирова-
нию такой структуры способствуют мелив
и однородная по крупности шихта с высокий
средней плотностью, очень малая потея®
массы при спекании, относительно низой
расход топлива, сравнительно широкий т«-
пературцый интервал плавления и пож-
шенная вязкость расплава. Такая структу»
характерна для достаточно прочного и ж-
ропю восстанавливающегося неофлюсоы®-
ного агломерата, получаемого из тоэкжж
магнетитовых концентратов с мелким возвв»-
том при содержании 2,5—3,5 % углерся*
в шихте;
наименее прочную крупнопористую tx»-
вернозную) структуру с неравномерно рас-
пределенными усадочными порами и
винами размером до 15 мм, получающую»
при средних расходах топлива. К образова-
нию такой микроструктуры приводят ц-сет-
женная средняя плотность шихты, болъаж
потеря массы при се спекании, узкий тезсж-
ратурный интервал плавления и ннзхж
вязкость расплава. Эта структура харак~та-
на для офлюсованных агломератов с oese»-
ностыо 1,2—1,5, при которой они иметг
минимальную прочность;
монолитную структуру, характеризуем}»
наличием в объеме спека отдельных мса®-
литных участков застывшего расплава рж-
мерой 15—20 мм и более, связанных мелду
собой перемычками, и таких же по объаяг
Таблица V.5
Расстояние между однородными частицами в объеме Лебяжинской
и агломерационной шихты при идеально равномерном их распределении
(насыпная плотность шихты 1800 кг/м3)
Компонент шихты Плотность компонентов ; шихты, г/см’ Содержанке компонента в шихте. % Фракция, мм Размер 1 частицы | сГ. см Содержание данной фрак- ции в ком- поненте ШИХ- ТЫ Ф^. % см
Рудная мелочь 4,5 39 1 II II 1 o-jjCX- ОСО>+++ш^ О О СП ОО 1,0 0,7 0,45 0,23 0.12 0,06 8,7 6,4 14,2 6,8 7,8 7,9 4.19 5 25 1,60 1,05 0,52 0,20
Концентрат 4,7 24,4 — 1,64*0,8 —0,84*0,4 0,12 0,06 о,з 1,7 11,92 0,85
Известняк 2,65 7,0 CD -г CD О'О' — 4—F 4* 4*<Р. ® CD CO —' O' Illi 0,45 0,23 0,12 0,06 4,1 11,0 21,0 17,7 3,60 1,27 0,56 0,30
Коксик 1,6 3,6 Illi О — w О ос о 4—F 4-H-~ ы о о о 4^ 00 0,45 0,23 0,12 0,06 4,6 17,4 25,9 16,7 3,66 1,20 0,55 0,32
Возврат 3,5 26 , OG хг О © О г <D ' 4—F — ОО CD — О 1 1 1 1 U 1,2 0,7 0,45 0,23 0,12 0,06 27,4 13,8 30,2 9,9 8,9 3,9 3,61 2,65 1,31 0,97 0,53 0,35
усадочных раковин. При механическом воз-
действии такой спек разламывается по пере-
мычкам на куски размером преимущественно
10—25 мм. Куски обладают высокой проч-
востью, но пониженной восстановимостью.
Разрушенный спек содержит минимальное
количество мелких классов (—10 мм). Такая
стрхктура образуется при высоком расходе
топлива.
Для выполнения инженерных расчетов
газодинамики агломериру-
емого слоя рекомендуется использовать
уравнение
Др = hptKjW 4- ftpK2^3> (^’П)
гае Др — потеря давлений газа в слое; ft —
мжюта слоя; р — плотность газа; v — кинема-
тическая вязкость газа; w — скорость филь-
трации газа в слое (в расчете на всю площадь
пюсасывания); и Д2—коэффициенты
газодинамического сопротивления слоя, не
зависящие ни от свойств газа, ни от режима
ею движения. Коэффициенты газодинамиче-
ского сопротивления в обобщенном виде
учитывают свойства слоя, влияющие на усло-
вия движения газового потока в нем: экви-
валентный диаметр комочков, пористость,
извилистость каналов, шероховатость по-
верхности каналов и пр. Для определения
коэффициентов и Д2 данного слоя нужно
знать зависимость между потерями давления
газа в слое и скоростью фильтрации Др =
= Ф (ai).
Потери давления газа в изотермическом
однородном слое (газодинамическая струк-
тура неизменна в объеме и во времени) вы-
числяются с помощью выражения (V. 11),
в котором параметры газа берутся при данной
температуре Т и давлении р. В ряде случаев
удобно расчет производить по скорости w0
засасываемого в слой холодного воздуха,
взятого при нормальных условиях,
Др -- ftpo^o (KivT 4- K-zWqT/То) ро/Р, (V.12)
где индекс 0 относится к нормальным усло-
виям. В обычных условиях агломерации
отношение р0 : р близко к 1.
Для расчета газодинамического сопро-
тивления неизотермического слоя следует
195
Рис. V.22. Газодинамические характеристики аг-
ломерационных шихт до переувлажнения (сплош-
ные линии> и после переувлажнения (пунктирные):
1 — шихта с грубозернистым магнетитовым кон-
центратом; 2 — то же, с добавкой 4 % СаО;
3 — шихта с окисленной рудой
использовать основное уравнение (V.11),
представленное в дифференциальном виде
d^p= pou’ovrK'1 dft 4- p0u>qK2 dft-
(V.13)
Представив вязкость газа как функцию
температуры (в первом приближении =
= МТ2 + Л’Т), а температуру как функцию
высоты слоя ft, после интегрирования полу-
чают окончательное расчетное уравнение.
Газодинамика агломерируемого слоя ха-
рактеризуется следующими особенностями.
С самого начала в спекаемом слое образуется
несколько зон, различающихся структурой
и обладающих вследствие этого различным
газодинамическим сопротивлением; агло-
Рис. V.23. Распределение по высоте h агломери-
руемого слоя температуры (Г), статического дав-
ления газа (Др) и градиента давления газа (Др/й)
в выбранный момент времени
Таблица V.6
Коэффициенты газодинамического
сопротивления агломерационных шихт
некоторых фабрик СССР
Агломерационная фабрика Kt - 10-*, м-а Аг
ОХМК (бурый железняк) 1,10 3.09
Череповецкая 9,00 32.46
11,78 44.66
Серовская 1,20 22.56
1,60 31. <•
Лебяжинская 3,50 15.60
.3,15 34. “0
Высокогорская 3,00 43.x*
4,85 37. Э>
.Магнитогорская 8,00 7. СО
Без возврата * 15,40 16.56
С возвратом * 4,00 46.26
Камыш бу ру некая 1,86 27.-К»
2,15 32.-46
* С добавкой 25 % концентрата ССГОКг
мерируемый слой является типично неодэо-
родным. В результате протекания различных
химических реакций и физических процесс»
изменяются количество, состав и температура
газа при переходе его из одной зоны в дру-
гую. Особенно сильно меняется газодинами-
ческая структура спекаемого слоя в зов*
переувлажнения и формирования агломератк
В результате конденсации влаги в шихте
происходит уменьшение прочности комоч-
ков — их деформация и уплотнение сл?«
с соответствующим ухудшением его газо-
проницаемости. Чем хуже окомкована шнхтх.
тем более неблагоприятным оказывается
влияние конденсирующейся влаги (рис. V.22*.
В зоне формирования агломерата в резуль-
тате плавления шихты вблизи горящих ча-
стичек топлива происходит локальная усаэ-
ка — уплотнение вещества агломерата в од-
них объемах и увеличение размера пор в дру-
гих. Этот процесс приводит к увеличена®
эквивалентного Диаметра каналов между
частицами шихты и улучшению газодинами-
ческой структуры слоя. В табл. V.6 и V"
приведены коэффициенты газодинамиче-
ского сопротивления исходных шихт
отдельных зон агломерируемого слоя.
Окончательное газодинамическое сопро-
тивление отдельных зон, кроме структуры,
будет зависеть от свойств газа и прежде вестг-
от температуры. Наибольшим удельным газ»
динамическим сопротивлением обладают зо=ы
формирования агломерата и интенсивного-
нагрева (рис, V.23).
Определив экспериментально ряд пара-
метров (коэффициентов газодинамическсг®
сопротивления зон, изменения температуры
на отдельных горизонтах слоя), можно расчет-
ным путем найти газодинамическое сопро-
тивление всего расположенного на машкзе
слоя. По полученным данным с учетом харах-
196
Таблица V.7
Коэффициенты газодинамического
сопротивления н высота отдельных зон
прн спекании офлюсованной шихты
из магнетитовых концентратов
Зона 7 S к Высота зоны *. М
Охлаждающегося аг- 1,47 28,95 0,138
ломерата Плавления (формиро- 2,21 46,8 0,054
вания агломерата) Интенсивного нагрева 2,94 64,8 0,012
Смшки 4,30 67,4 0,020
Переувлажнения 8,35 75,5 0,046
* Через 12 мин после начала спекания при
абщей продолжительности его 17 мин.
теристики эксгаустера вычисляется произ-
водительность агломерационной машины
цри спекании данного рудного материала.
$ 2. Технология производства
агломерата
Современная технология агломерации, ба-
зирующаяся на многочисленных исследова-
ниях и обширном промышленном опыте, ста-
вит задачей обеспечение высокой производи-
тельности и экономичности агломерационного
передела при высоком качестве агломерата
□о химическому составу и металлургическим
свойствам (прочность, пористость и восста-
?овимость, низкое содержание вредных при-
иесей, оптимальная основность, позволя-
ющая вывести сырой известняк из доменной
пихты и т. д.).
Производство агломерата включает боль-
ззое количество разнообразных операций,
которые можно свести к следующей прин-
хипиальной схеме: подготовка компонентов
г шихты к агломерации — собственно про-
десс агломерации — обработка спека с целью
получения агломерата требуемых свойств.
3 зависимости от конкретных условий, пре-
жде всего от типа агломерируемого мате-
зяала, на каждой агломерационной фабрике
гоименяется своя, наиболее приемлемая тех-
ксюгическая схема. На рис. V.24 приведена
технологическая схема производства же-
лезорудного агломерата.
Подготовка материалов к аг-
ломерации. Основным компонентом
агломерационной шихты является рудная
тастъ, представленная обычно концентра-
том или (реже) мелксй рудой. Часто в состав
душой части входят и концентрат, и руда.
Обязательные компоненты шихты - то-
ххкво (мелкий кокс или антрацит), возврат
вода. Для интенсификации процесса и полу-
чкня офлюсованного агломерата допол-
Возвралп из до-
менного цеха
Концентрат Кокс Известняк Добавки
Приемка а складирование шихтовых ма-
териалов
Дробление Дробление Грохочение
Грохочение
f
Составлен ие
I
Обжиг
fe'
ч
=3
3
^Увлажнение
Смешивание шихты
| ^Увлажнение
Скомкование шихты
----------1
Укладка постели g
г и
Загрузка шихты на машину
* 1 ’S
Зажигание -у
а
Пыль
Агломерация
4----- ----1
Очистка газа Дробление опека
(Пыль
(шлам) Грохочение спека
Эксгаустер у [|
Труба j
Охлаждение агломерата
Грохочение агломерата
_______У
Возврат на
постель
tJ
Возврат в
шихту
Товарный
агломерат
Рис. V.24. Технологическая схема производства
железорудного агломерата
нительно в шихту можно вводить известняк,
известь, доломит, мел и другие добавки;
для получения мартеновского агломерата
в шихту добавляют железную или чугунную
стружку и окалину. Во избежание потерь
железа на агломерационных фабриках чер-
ной металлургии в шихту вводят в качестве
добавок отходы других производств: колош-
никовую пыль из доменных печей, пиритные
огарки сернокислотных заводов, красные
шламы глиноземных заводов, конверторные
шлаки сталеплавильных цехов и др.
Для достижения высоких технико-
экономических показателей работы агло-
мерационных машин и прежде всего получе-
ния высококачественного агломерата ком-
поненты агломерационной шихты должны
отвечать определенным требованиям, в пер-
вую очередь по гранулометрическому со-
197
ставу. Наличие в шихте крупных кусков
руды и возврата нежелательно, так как ухуд-
шает условия теплообмена, химико-минера-
логических процессов, формирования струк-
туры агломерата. Для получения высококаче-
ственного агломерата при невысоком расходе
топлива верхний предел крупности окислен-
ных аглоруд не должен превышать 8 мм, а ма-
гнетитовых — 6 мм. Крупность возврата не
должна быть более 6 мм.
Верхний предел круности известняка, до-
бавляемого в шихту, не должен превышать
3 мм. Имеются данные о благоприятном вли-
янии дальнейшего снижения крупности
известняка до —2 или даже —1 мм. Напри-
мер, снижение крупности известняка с —3
до —1 мм уменьшает выход класса —10 мм
после стабилизации аглоспека с 61 до 45,5 %
и резко улучшает устойчивость агломерата
против разрушения его при длительном хра-
нении. Принимая во внимание существен-
ный положительный эффект использования
при агломерации извести, на многих фабри-
ках часть дробленого известняка подвергают
обжигу в машинах ОПР, ПОР и др. Обычно
для этого используют фракцию —10 (15)
3 мм.
Увеличение крупности топлива выше верх-
него допустимого предела (3 мм) вызывает
резко выраженный очаговый характер горе-
ния его в слое шихты, что приводит к полу-
чению крупнопористого и менее прочного
агломерата с повышенным содержанием FeO
и пониженной восстановимостью. Увеличение
крупности топлива с —3 до —6 мм повышает
выход класса —12 мм с 35,2 до 52 % и сни-
жает выход класса -|-25 мм после испытания
в барабане с 53,6 до 15,2 %. Крупные ча-
стицы топлива, сегрегируя при загрузке
шихты на агломерационную машину, кон-
центрируются в нижней части слоя, вызывая
пригорание агломерата к колосникам. Агло-
мерационный процесс ухудшается и при ис-
пользовании в шихте слишком мелкого то-
плива. В этом случае значительное количе-
ство топливных частиц закатывается внутрь
гранул, снижая прочность комочков, ухуд-
шаются условия горения топлива, уменьшает-
ся количество выделяемого при этом тепла
вследствие развития эндотермических реак-
ций прямого восстановления окислов железа
и других металлов.
При выборе оптимального размера частиц
топлива следует исходить из высказанных
ранее соображений, что время горения ча-
стицы топлива должно быть согласовано
со скоростью перемещения в агломерируемом
слое тепловой волны. При этом надо учиты-
вать теплофизические свойства шихты (удель-
ную поверхность, размер частиц шихты и др.)
и реакционную способность топлива. При
агломерации типичных шихт из железоруд-
ных материалов и использовании в качестве
топлива коксика оптимальная крупность его
зерен составляет 0,5—2,5 мм. Крупность
частиц антрацита, имеющего более низкую
реакционную способность, должна быть
меньше. Наоборот, при использовании в агло-
мерационной шихте высокореакционного
198
топлива (полукокс, нефтяной кокс и др. t
следует значительно увеличивать размер
его кусочков — до 5—6 мм.
Таким образом, первым этапом подготовка
топлива является его дробление (коксика —
до —3 мм). Для получения топлива опти-
мальной крупности рекомендуется удаление
класса —0,5 мм (с помощью воздушных
сепараторов). Существуют различные пред-
ложения утилизации этого класса: одк^
исследователи рекомендуют вводить его
в окомиователь в конце перяода окомкования
для накатывания мелких частиц топлива на
поверхность комочков, другие — гранули-
ровать эту фракцию совместно с мазутом или
иными добавками и дальше использовать
как обычное топливо. В практике работы
аглофабрик эти способы пока широкого при-
менения не нашли.
Остальные компоненты агломерационных
шихт в специальной подготовке обычно не
нуждаются. Следует только не допускать
засорения их посторонними предметами (до-
сками, кирпичами, тряпками и др.).
Непременным условием получения вы-
сококачественных агломератов является
усреднение компонентов шихты. В первую
очередь это относится к рудной части, со-
держание которой в шихте составляет 50—•
70 % . Усреднение руды следует вести на всех
этапах ее переработки, начиная с рудных
карьеров. В составе агломерационных фабрик
следует предусматривать склады для поком-
понентного усреднения материалов. Прак-
тика работы доменных цехов показывает, что
уменьшение колебаний содержания железа
в агломерате с ±;2,5 до 4^0,5 % обеспечивает
увеличение производительности доменных
печей на 7 % и существенное снижение рас-
ходов кокса.
Составление агломерацион-
ной шихты. Усредненные компоненты
шихты поступают в предназначенные для них
бункера шихтового отделения, из которых
тарельчатыми, вибрационными или ленточ-
ными питателями подаются в заданном (по
массе) соотношении на сборный конвейер.
С целью получения агломерата заданного
качества (в первую очередь заданного хими-
ко-минерального состава) предварительно
производят расчет шихты. В некоторых
случаях (в проектных разработках) расчет
выполняют, чтобы определить, какой хими-
ческий состав агломерата можно получить
нз железорудных материалов данного типа.
Обычно расчет шихты преследует цель подо-
брать такое соотношение железорудных ма-
териалов и флюсов, чтобы получить агломе-
рат с заданным содержанием железа и основ-
ностью (СаО : SiO2).
Расход основных железорудных компо-
нентов и флюсов (за исключением твердого
топлива, содержание которого выбирают иа
основании практических данных, и добавок,
количество которых задается) определяют
решением системы уравнений:
баланс по железу
2L(Fe)/njm0 = (ре)агл1 (V-14?
уравнение по основности
У [(СаО),». mt]; [(SiO2)m( mi] =
= [(СаО): (SiQOJaiuv (V.I£>
материальный баланс
Аа = 1» (V.16)
где mi — удельный расход компонентов ших-
ты (концентрата, флюса, топлива, добавок),
т/т агломерата; Fe,„f; CaOm- $'О2т5 Fearjl;
СаОагл! ^’^агл — содержание соответству-
ющих соединений в компонентах шихты и
в агломерате, т/т; А] — потерн массы шихты
в результате выгорания углерода, серы, уда-
ления с газом гидратной влаги, СО2 карбо-
натов, т/т; Д2 — изменение массы шихты
в результате окисления (-!..) или восстановле-
ния (—) окислов железа, т/т.
Требуемую основность агломерата полу-
чают, вводя в шихту нужное количество
флюса (известняка), а заданное содержание
железа — изменяя соотношение в шихте
двух рудных компонентов — с высоким
н более низким содержанием железа.
При расчете шихты для производства ком-
плексных окускованных продуктов в си-
стему вводят новое уравнение. Например,
для расчета комплексного железомарганце-
вого агломерата следует использовать балан-
совое уравнение по марганцу
У, [(Mn)mirnij = Мпагл. (V.17)
Пример расчета агломера-
ционной шихты. Рассчитать расход
железорудного концентрата и известняка
для получения 100 кг агломерата основ-
ностью 1,3; определить его химический со-
став. Состав компонентов шихты приведен
в табл. V.8; расход колошниковой пыли
в шихте 3 %, коксика 4 %.
Расходы концентрата х и известняка у
находят решением системы уравнений основ-
ности и материального баланса.
При определении Ат исходят из того, что,
по данным практики, в процессе агломера-
ции полностью удаляются гидратная влага,
СО2 карбонатов, углерод и 90 % серы. С уче-
том данных табл. V.8 каждый килограмм
компонентов шихты при агломерации теряет:
концентрат 0,9-0,0114 0,0144 = 0,0247 кг;
известняк 0,9-0,0001 4. 0,4344 = 0,4345 кг;
колошниковая пыль 0,9-0,0022 -р 0,0998 -L
— 0,0394 = 0,1412 кг; коксик 0,9-0,018-f-
— 0,01 4- 0,855 = 0,8812 кг. Таким образом,
потери массы шихты в процессе агломерации
составят Aj = 0,0247*4- 0.4345// 0,1412 X
3 -L 0,8812-4 = 0,0247* 4- 0,4345// 4-
- 3,9484.
Изменение массы шихты за счет окисли-
тельно-восстановительных процессов А2
заходят по разности между содержанием
кислорода, связанного с железом, до и после
агломерации. Для этой цели удобно исполь-
зовать содержание FeO. При заданном рас-
ходе коксика и основности агломерат содер-
жит около 12 % FeO.
Содержание FeO в исходной шихте соста-
вляет в общем случае
(FeO)* х/100 + (FeO)jf у/Ю0 4
+ (FeO)n П/100 + (FeO)K К/100, (V. 18)
где П, К — расход соответственно колошни-
ковой пыли и коксика, кг/Ю0 кг шихты;
FeO — содержание FeO в соответствующих
компонентах шихты, %.
Для настоящего примера: 25,73*/100 -f-
4. 11,8-3/100 = 0,2573х 4. 0,354 кг/100 кг
агломерата. Разность FeO составит
12 — (0,2573* 4. 0,354) = 11,646 — 0,2573*
кг/10о кг агломерата.
Из уравнения Fe2O3 =₽* 2FeO 4- 0,5О2 вид-
но, что появление или исчезновение 2-72 кг
FeO составляет 16 кг кислорода, т. е. 1 кг
FeO соответствует 0,11 кг кислорода. Следова
тельно, изменение массы шихты за счет окис-
лительно-восстановительных процессов со-
ставит в общем случае
Аг = 0,11 [(FeO)ara — (FeO)x */100 —
— (FeO),, у) 100 — (FeO)пП/100 —
— (FeO)K К/100]. (V.19)
Для данного примера А2 =
= 0,11 (11,646 — 0,2573*) = 1,2811 —
— 0,0283* кг/100 кг агломерата.
Таким образом, уравнение материального
баланса получает вид (* 4- У + 3 4~
4- 4) — (0,0247* 4 0,4345// 4 3,9484) —
— (1,2811 — 0,0283*) = 100, или после пре-
образований 1,0036х -|- 0,5655//= 98,2295.
Уравнение по основности получает вид
0,0293* 4 0,544^ 4 0,142-3 4 0,0039-4 _
0,0558* -К0,0089//+ 0,1536-3 4- 0,0483-4 “
= 1,3, или после преобразований 0,04324х —
— 0,5324// = —0,4086.
Решение этой системы уравнений дает * =
— 93,175 кг/Ю0 кг агломерата, у =
= 8,345 кг/100 кг агломерата.
Проверка полученных данных и определе-
ние химического состава агломерата при-
ведены в табл. V.8. Определение FesO3 в агло-
мерате производилось следующим образом.
Содержанию 12 % FeO соответствует
12 (56 : 72) = 9,33 % Fe-C Содержание
Fe+3 = 58,01 — 9,33 = 48,68%. Этому
количеству соответствует 48,68 (160 ; 112) =
= 69,5 % Fe3O3. В расчете не учитывается
возврат, так как предполагается, что при
установившемся технологическом режиме
он имеет тот же состав, что и агломерат,
а его количество со временем не изменяется.
Содержание возврата в шихте на различных
агломерационных фабриках неодинаково.
При количестве возврата в шихте, напри-
мер, 25 % содержание остальных компонен-
тов будет составлять: концентрата
93,175:108,51-75 = 64,4 %; известняка
5,7%; коксика 2,8%; колошниковой пыли
2,1 %. Наконец, рассчитывается расход ком-
понентов с учетом их влажности.
Расчеты агломерационных шихт по-
дробно изложены в специальной литературе.
Разработан вариант расчета агломерацион-
199
g Таблица V.8
° Итоги расчета шихты и определения химического состава агломерата
Компонент шихты Содержание, Fe Мп Р S Fe2Or FeO sto.
КГ % КГ % КГ % кг % кг % КГ % КГ % кг
Концентрат 93,2 61,00 56,84 0,22 0,20 0,03 0,03 1,14 1,06 58,56 54,56 25,73 23,97 5,58 5,20
Известняк 8,3 0,13 0,01 ”— — 0,01 ”— 0,01 — 0,18 —0,01 — — 0,89 0,07
Колошниковая пыль 3,0 35,57 1,07 2,78 0,08 0,06 - 0,22 0,01 37,65 1,13 11,80 0,35 15,36 0,46
Коксик 4,0 2,15 0,09 0,10 - - 0,02 — 1,80 0,07 3,07 0,12 — — 4,83 0,19
Всего в шихте 108,5 — 56,01 — 0,28 — 0,03 — 1,14 — 54,82 — 24,32 — 5,92
Агломерат 100,0 58,01 58,01 0,28 0,28 0,03 0,03 0,11 0,11 69,50 69,50 12,00 12,00 5,92 5,92
Компонент шихты Содержание, At aOj СаО MgO Мп О P.O, с п. 11, и
кг % КГ % КГ % кг % КГ fl' /0 КГ % кг % КГ
Концентрат 93,2 3,06 2,85 2,93 2,73 1,20 1,12 0,28 0,26 0,08 0,08 — — 1,44 1,34
Известняк 8,3 0,37 0,03 54,40 4,54 0,68 0,06 — — 0,03 *— — — 43,44 3,62
Колошниковая пыль 3,0 2,48 0,07 14,20 0,43 0,92 0,03 3,59 0,11 0,14 — 9,48 0,30 3,94 0,12
Коксик 4,0 3,07 0,12 0,39 0,02 0,15 0,01 0,14 0,01 0,05 — 85,50 3,42 1,00 0,04
Всего в шихте 108,5 — 3,07 — 7,72 — 1,22 - 0,38 — 0,08 —• 3,72 — 5,12
Агломерат 100,0 3,07 3,07 7,72 7,72 1,22 1,22 0,38 0,38 0,08 0,08 — — — —
Прим е ч а и к с. Содержание компонентов и элементов дано в расчете на i0<1 кг-.
Рис. V.25. Режимы движения сыпучего материала
в поперечном сечении вращающегося барабана:
а — челночный; б — переката; в — водопадный
на— циклический
ной шихты с определением удельного расхода
твердого топлива [17].
Существенное влияние на результаты агло-
мерации и качество агломерата оказывает
«режим возврата» — количество и качество
возврата в шихте. Чем больше возврата
в шихте, тем выше производительность агло-
мерационных машин (увеличивается вер-
тикальная скорость спекания благодаря луч-
шему окомкованию шихты). Однако прн этом
соответственно снижается выход годного
агломерата. На практике для спекания ших-
ты того или иного состава и физических
свойств устанавливается определенное
оптимальное количество возврата, обеспе-
чивающее максимум производительности.
Как правило, оптимальное количество воз-
врата, найденное по максимуму производи-
тельности, не совпадает с фактическим вы-
ходом возврата из спека. Чтобы привести
в соответствие эти два значения, нужно при-
нять меры к упрочнению спека либо подверг-
нуть спек дополнительной стабилизации.
На современных агломерационных фаб-
риках применяется автоматическое дози-
рование компонентов. Технологической
характеристикой работы дозирующих уст-
ройств являются точность и стабильность
дозирования. Для оценки стабильности
дозирования рекомендуется использовать
показатель
Кст ~ (аср —- Даср)/(йср + Л^ср), (V.20)
где «ср — расход дозируемого материала,
кг/с; ДаСр — среднее абсолютное отклоне-
ние расхода дозируемого материала, кг/с.
Например, определенный по этой формуле
коэффициент стабильности дозирования для
компонентов шихты Лебяжинской агломера-
ционной фабрики (при взятии проб 0,5-метро-
вым лотком) изменялся от 73 % (для кон-
центрата МОФ) до 91,1 % (для известняка).
В настоящее время повсеместно принята
двухстадиальная схема подготовки ших-
ты — смешивание и окомкова-
н и е ее, впервые примененная в СССР.
В зависимости от диаметра и частоты вра-
щения барабана, состояния его внутренней
поверхности и степени заполнения матери-
алом существует несколько режимов движе-
ния в поперечном сечении барабана
(рис. V.25). Наиболее правильно для опре-
деления параметров работы барабана, соот-
ветствующих тому или иному режиму дви-
жения материала в нем, использовать кине-
матический критерий подобия:
В = п2Я/900,
где п — частота вращения барабана, с-1;
R — радиус барабана, м.
Для сухих сыпучих материалов значение
критерия подобия В, разделяющее режимы
переката и водопадный (имеющие наибольшее
значение для окомкования и смешивания
шихт), в зависимости от сыпучести материала
и степени заполнения барабана находится
в пределах 0,20—0,45. Так, для барабана
диаметром 4 м критическая частота вращения
составляет около 0,2 с-1 (12 мин-1). В практи-
ческих условиях возможно некоторое откло-
нение критической частоты вращения бара-
бана от рассчитанной теоретически. Если
происходит проскальзывание материала
по внутренней поверхности барабана, то
значение критической частоты возрастает.
При обработке сыпучих материалов, обла-
дающих сцеплением (влажных), водопадный
режим наступает при меньшей частоте вра-
щения.
Важным технологическим параметром
работы вращающихся барабанов является
угол наклона оси вращения. С уменьшением
угла наклона возрастает степень заполнения
барабана материалом, увеличивается время
пребывания материала в нем.
Для смешивания сыпучих материалов луч-
ше всего подходит водопадный режим, при
котором обеспечивается наиболее интенсив-
ное пересечение траекторий движения от-
дельных потоков материала. Эффективность
работы смесителя наиболее правильно оце-
нивать с помощью среднего квадратического
отклонения от расчетного содержания како-
го-либо компонента (элемента) до и после
смешивания.
Процесс окомкования и качество окомко-
ванной шихты характеризуют комплексом
следующих показателей.
Степень окомкования, выражающаяся
долей мелких (комкуемых) классов, приняв-
ших участие в грануляции, т. е. превратив-
шихся в комочки, количественно рассчиты-
вается по уравнению
= m±K/m-oj. (V.21)
где mij, 4 — масса класса —0,4 мм во
фракции окомкованной шихты 1,6 мм;
201
Рис. V.26, Зависимость исходной газопроница”
емости &' шихты Лебяжинской аглофабрики, ее
насыпной плотности у и вертикальной скорости
спекания С от влажности
т^_с 4 — масса класса —0,4 мм во всей шихте.
Эффективность работы окомкователя опре-
деляется как отношение степеней окомкова-
ния шихты до и после окомкования.
Эквивалентный диаметр комочков шихты
определяется как среднегармоническая вели-
чина
^экв = mi/di’ (V’22>
где mJи di — соответственно масса (%)
и средний размер (мм) комочков каждой
монофракции окомкованной шихты.
Коэффициенты газодинамического сопро-
тивления Ki и К3 дают наиболее объективную
характеристику качества окомкованной
шихты.
Процесс окомкования агломерационных
шихт зависит от таких технологических
факторов, как режим работы окомкователя,
гранулометрический состав шихты, режим
увлажнения.
Под режимом работы окомкователя следует
понимать характер движения материала и
время пребывания его в барабане. Анализ
показывает, что режим переката нанлучшим
образом отвечает условиям процесса оком-
кования агломерационных шихт. Окомко-
вание шихты происходит в том случае, когда
зародыши (первичные гранулы, содержа-
щиеся в шихте) катятся по слою мелких
частичек. Последние налипают на поверх-
ность зародышей, и комочки увеличиваются
в размерах. Комочки вращаются не только
на поверхности, но и в середине ссыпающе-
гося слоя. К технологическим параметрам
следует относить и диаметр барабана-окомко-
вателя. Чем он меньше, тем лучше идет оком-
кование. Особенно наглядно это просле-
живается при о комков аник тонкозернистых
концентратов.
Коэффициенты газодинамического сопро-
тивления Ki и Ка шихты, окомкованной
в промышленном барабане диаметром 3,2 м
(числитель) и опытном барабане диаметром
0,6 м (знаменатель) при различной стслгеяж
окомкования:
Степень
окомкова-
ния сок, %
40—60
60—70
85—95
95—100
.10-*, M-« К,. V--
12—24/7—12
10—20/8—9
10/4—8
12/3—5
38—65.50—51
38—44 38—5£
48—60 37—£1
48/25—35
Окомкование улучшается с увеличенаев
числа зародышей в шихте, т, е. при увелл*-
нии количества возврата и зернистых ртт
Желательно наличие в шихте мельчайшие
(коллоидных) частиц. Наиболее неблаго=з*>
ятное влияние на окомкование оказывает
фракция —1,6 0,4 мм. Именно в шдхту
этого диапазона крупности попадают колопе-
никовая пыль и большая часть дробите»!
коксовой мелочи.
Достаточно полную характеристику кж-
кующих свойств агломерационных шихт длил
два показателя: коэффициент скорости .'?<*-
нуляции Кс.г и показатель комкуемостё ЛГ
комкуемой части шихты (—0,4 мм). Пераы!
представляет собой отношение поверхностж
комкующей части шихты к объему комкуежз!
части. Расчетная формула для его определе-
ния имеет вид
„ стрнас V* mt ,v v>,
Ас. г -- —-— , “j— , ’' —
рудИ?М di
где — масса комкуемой части шихты,
%; mi и di — соответственно масса и сред-
ний диаметр моиофракции комкующей частя
шихты, мм; рУд; рнас —кажущаяся плотность
соответственно зародышей гранул н вы-
катанного слоя, г/см3. Коэффициент комгу-
емости К вычисляется на основании характе-
ристических влагоемкостей комкуемой частя
шихты
К = (НКВ — МГ)/(МКВ — НКВ).
где НКВ — наименьшая капиллярная жха-
гоемкость (несколько выше максимальней
молекулярной влагоемкости ММВ), %.
МКВ — максимальная капиллярная влзгтт
емкость, %; МГ — максимальная гигроско-
пичность, %.
С изменением влажности шихты сущест-
венно меняются такие показатели, как пофж-
сгость (насыпная плотность), газопроия-
цаемость, вертикальная скорость спекани.
Связь этик величин с влажностью шихты
экстремальна. Однако исследования пока-
зали, что влажность, соответствующая ма-
ксимальным значениям пористости, га»- .
проницаемости слоя и вертикальной скоросп
спекания, неодинакова (рис. V.26). Отпж-
мальная влажность шихты (при котомй
достигается максимальная скорость спека-
ния) примерно на 1—1,5 % ниже влажност*,
соответствующей наилучшей газопроница-
емости слоя. Основная причина этого закли>
чается в том, что при снижении шихты в ука-
занных пределах сравнительно мало взаае-
202
няется газопроницаемость слоя, но суще-
ственно сокращается удельный расход
воздуха на сушку. В зависимости от типа
шихты оптимальная влажность колеблется
в пределах 6—7 % для зернистых шихт;
8—9 % для шихт с высоким содержанием
тонких концентратов и 10—12 % для бурых
железняков.
Для получения хорошо окомкованиой агло-
мерационной шихты воду в гранулятор сле-
дует подавать не струями через отверстия
в водоводе, а в мелкораспыленном состоянии
форсунками. Особенно важно это при агло-
мерации тонкоизмельченных концентратов-
Такой способ увлажнения позволяет избе-
жать образования крупных комков (15—
30 мм) из одного концентрата, не пропека-
ющихся при агломерации и являющихся
источником разрушения агломерата. Чрез-
мерная интенсивность увлажнения ухуд-
шает качество окомкования. Наилучшие ре-
зультаты получаются, если воду подают
в течение примерно 3/4 общего времени пре-
бывания шихты в барабане, а на последней
четверти длины барабана происходит упроч-
нение образовавшихся комков.
Укладка постели и шихты
на агломерационную машину.
Постель (слой мелкого агломерата), уклады-
ваемая перед загрузкой шихты на колосни-
ковую решетку спекательных тележек (пал-
лет), выполняет следующие функции: пред-
охраняет колосники спекательных тележек
от чрезмерного нагрева, т. е. увеличивает
срок их службы; предотвращает просыпание
под машину мелких частичек материала и со-
храняет живое сечение между колосниками,
препятствуя забиванию его влажной шихтой;
исключает приплавление пирога агломерата
к колосникам, обеспечивая свободный сход
его с машины.
Постель не должна обладать высоким
газодинамическим сопротивлением, в ией
не должно быть горючих веществ или мате-
риалов, разрушающихся при высоких тем-
пературах. Наилучшим материалом для
постели является отсортированная из агло-
мерата фракция крупностью —20 (25) -f-
4- 12 мм. Возврат выделяют грохочением при
обработке агломерата и подают в шихтовые
бункера специальной линией конвейеров-
При работе агломерационных фабрик без
специального цикла выделения и укладки
постели заметно уменьшается производи-
тельность агломерационных машин (в ре-
зультате повышения газодинамического
сопротивления слоя, вызванного забиванием
влажной шихтой зазоров между колосни-
ками), резко возрастает вынос пыли, затруд-
няющий работу газоочистных устройств
и значительно сокращающий срок службы
эксгаустеров и спекательных тележек. В ре-
зультате ударов одной паллеты о другую
а хвостовой части машины (что должно обес-
печивать сход приварившегося к колосникам
пирога агломерата) изнашиваются торцовые
поверхности спекательных тележек, нару-
шается герметичность в месте их стыковки,
увеличиваются вредные подсосы воздуха
с соответствующим снижением производи-
тельности машины.
Укладка достаточного количества (20—
30 кг/м2) хорошей постели позволяет в 2—
3 раза сократить потери агломерируемого
материала; во столько же раз уменьшается
запыленность агломерационного газа н по-
вышается срок службы деталей пылеулови-
телей и эксгаустеров.
Устройства для загрузки шихты на машину
должны обеспечивать укладку шихты слоем
постоянной высоты по ширине машины и не
допускать сильного разрушения комочков
шихты накрути ее движения от окомкователи
до паллет, а также значительного уплотнения
загружаемого на паллеты слоя шихты. Наи-
большее распространение в СССР и за
рубежом получила комбинированная си-
стема загрузки: челноковый распредели-
тель — барабанный питатель. Последний
выдает шихту из бункера одновременно по
всей ширине машины, но не сразу на паллеты,
а иа наклонный отражательный лист, по
которому она ссыпается на слой постели. При
таком способе загрузки происходит сегрега-
ция шихты по крупности и химическому
составу: в верхней части слоя концентри-
руются мелкие фракции, где находится боль-
ше^топлива и известняка (табл. V.9). Такое
неравномерное распределение твердого
топлива по высоте слоя шихты благоприятно
отражается на выравнивании температурно-
теплового уровня процесса по высоте —
агломерат получается лучшего качества.
В ряде случаев сегрегацию шихты при за-
грузке усиливают уменьшением угла наклона
отражательного листа или установкой взамен
барабана вибрационного питателя с зуб-
чатым краем (например, на аглофабрике
завода «Запорожсталь»). При настройке за-
грузочного устройства следует иметь в виду,
что челноковый распределитель агломера-
ционной шихты неравномерно загружает ее
по ширине бункера над машиной. Это может
привести к качественной неравномерности
шихты и неодинаковому протеканию агло-
мерационного процесса по ширине машины.
Следует принимать специальные меры для
предотвращения этого явления. При проекти-
ровании агломерационных машин с боль-
шой площадью спекания (с широкими пал-
летами) целесообразно использовать спа-
ренные челноковые питатели, которые при
соблюдении определенных условий дают рав-
номерное распределение шихты по ширине
машины [33].
Зажигание шихты. Прогрев слоя
шихты на небольшую глубину от поверх-
ности до температуры воспламенения в ней
твердого топлива производят просасыва-
нием через слой шихты продуктов горения
газообразного или жидкого топлива, сжига-
емого в зажигательном горне, который уста-
навливают непосредственно за укладчиком
шихты.
Тепловой режим зажигания наиболее полно
характеризуется количеством тепла Q
(кДж/м2 поверхности слоя), введенного в слой
горновыми газами. Интенсивность зажига-
203
Таблица V.9
Гранулометрический и химический состав агломерационной шихты
по высоте слоя при загрузке ее на машину вибрационным
(числитель) и барабанным (знаменатель) питателями
Номер слоя сверху вниз Содержав ие фракции, % Содержание, % СаО : Si О.
4-10 мм — 3,5 мм FeO Si О, СаО С гор
т 3,29 57,08 44,05 7,78 12,99 5,16 1,67
1 5,84 50,62 45,42 8,89 12,14 5,95 1,37
п 6,77 45,46 44,73 8,31 12,39 4,74 1,50
11 6,18 48,05 45,57 8,96 12,10 5,90 1,35
1ТТ 12,64 37,99 45,41 9,01 11,63 4,28 1,32
8,95 43,13 45,63 9,08 11,78 5,7 1,30
IV 32,95 26,90 46,91 10,89 9,75 3,33 0,92
1V 18,36 35,0 46,29 9,46 11,07 5,27 1,17
Средний 13,92 41,60 45,29 9,00 11,69 4,38 1,35
9,84 44,20 45,73 9,09 11,61 5,71 1,30
япя / [кДж/(м3*мин)], определяющая те-
пловую мощность горна, представляет собой
количество тепла, отнесенное к 1 м3 площади
поперечного сечения горна в 1 мин:
I = 60йу'Сг (Гг - 273), (V.25)
где Wq — скорость движения горновых газов
на входе в слой шихты, м3/(м3-с); СР — сред-
няя теплоемкость горнового газа, кДж/(м3 X
X К); Тг — температура газа на входе
в слой, К,-
Температура зажигания (температура
горновых газов на входе в слой) поддержи-
вается на уровне 1420—1520 К в зависимости
от температуры начала плавления шихты.
Продолжительность зажигания
т3 — I/Vm. = /топ/Дсп, (V.26)
где I — длина горна, м; ом — скорость
движения спекательных тележек, м/мин;
£сп — длина площади спекания машины, м;
тсп — полное время спекания, мин.
С учетом выражений (V.25) и (V.26)
Q = 7т3 = бо^с; (7Г - 273) =
= бО^Сг(Тг-273)/тспДсп. (V.27)
Из уравнения (V.27) следует, что сохране-
ние постоянства условий зажигания (Q =
= const) ВОЗМОЖНО ТОЛЬКО При W'JWyi = const
(при неизменных значениях Сг и Тг). По-
этому, например, при увеличении скорости
движения спекательных тележек в связи
с повышением средней газопроницаемости
слоя в процессе спекания необходимо про-
порционально увеличивать подачу топлива
в зажигательный горн (интенсивность за-
жигания). При этом для сохранения постоян-
ства заданной температуры зажигания
следует соответственно увеличивать подачу
воздуха для горения и во избежание^ подсосов
204
воздуха или выбивания газов из горна под-
держивать в нем давление газов, близкое
к атмосферному, регулируя разрежение в ва-
куум-камерах под зажигательным горном.
Указанные условия являются основой авто-
матического регулирования зажигания.
Длину горна для агломерационной ма-
шины данного размера при выбранном виде
топлива для зажигания можно определить
по уравнению (V.27) при заданных на основе
практики или лабораторных исследований
значениях величин Q, w'a, Гг, тсп.
Оптимальное значение Q, необходимое для
получения прочного агломерата на поверх-
ности слоя, зависит от свойств шихты (круп-
ности, теплопотребности, температуры за-
жигания) и в большинстве случаев равно
50—60 МДж/м2. Продолжительность за-
жигания из отечественных агломерационных
фабриках составляет 1—2 мин. Лучшим то-
пливом для зажигания являются природный
и коксовый газ и смесь их с доменным газом,
которая имеет достаточно высокую теплоту
сгорания. При незначительном содержании
(или отсутствии) свободного кислорода в про-
дуктах горения низкокалорийных газовых
смесей (при заданной нормальной температу-
ре зажигания) возможно взаимодействие СО3
и Н2О с углеродом шихты, приводящее
к бесполезной потере его и к снижению тем-
пературы в поверхностной части слоя шихты
(поскольку указанные реакции являются
сильно эндотермическими). Кроме теплотвор-
ной способности топлива, на содержание
в продуктах горения свободного кислорода
(при сохранении постоянной температуры
зажигания) оказывает влияние темпера-
тура воздуха, идущего иа горение
(табл. V.10). Существенный эффект дает
обогащение кислородом идущего и а горение
воздуха. Так, исследования ДонНИИчермета
показали, что при увеличении содержания
Таблица V.10
Расчетный состав продуктов сгорания в горнах различных газов
Газ Теплотворная способность газа, МДж/м* Коэффициент избытка воздуха Содержание в продуктах сгорания, %
СО. HjO о*
К .’-к со доменный 6,4 1,3 17,5 7,0 3,2
1,8 14,0 5,6 6,0
Коксовый 17,2 1,55 5,5 15,6 6,8
Природный 33,2 1,23 8,0 15,4 3,6
Примечания; 1. Расчеты выполнены для условия получения постоянной теоретической тем-
тературы горения 1870 К-
2. Для коксодоменной смеси в числителе приведены значения для температуры газовоздушной сме-
d 293 К. в знаменателе — 570 К. Остальные данные для температуры газовоздушной смеси 293 К.
кислорода в продуктах сгорания с 10,6 до
—23 % производительность агломерацион-
вых машин возрастает на 8,5 % и заметно
тлгучшается качество агломерата.
2Ь1я совершенствования режима нагрева
вггхты предложено зажигание ее разбить
ка два периода, при этом возможны два
способа зажигания. Первый способ: I пе-
риод — сжигание высококалорийного газа
с коэффициентом избытка воздуха, близким
ж 1. для получения максимальной темпера-
туры горновых газов (нагрев слоя этим газом
сзедует вести до тех пор, пока температура
пихты не достигнет 1070—1170 К); II пе-
пчгод — подача в слой газа с температурой
1520—1570 К, содержащего повышенное ко-
личество свободного кислорода. Этот способ
преследует цель сократить до минимума
время зажигания, чтобы увеличить время
агломерации. Второй способ: 1 период —
исдача в слой газа из горна с температурой
~0—970 К, что исключает интенсивное
переувлажнение верхних слоев шихты, веду-
®ее к значительному повышению газодина-
игческого сопротивления; 11 период —
исдача в слой газа с температурой 1520—
1“0 К. При этом способе хотя и увеличи-
вается время зажигания, но благодаря со-
храуению высокой газопроницаемости слоя
увеличивается вертикальная скорость спе-
жлкия. Второй способ рекомендуется при
зажигании влажных шихт, содержащих боль-
шэе количество тонких концентратов. Эф-
фективность обоих способов может быть
членена практически на каждой аглофаб-
Звхе.
5 3. Технологические приемы
мышеиия производительности
агломерационных машин
Подогрев шихты до 330—350 К —
жввбслее эффективный метод интенсифика-
цех агломерационного процесса. Увеличе-
№ производительности за счет подогрева
жрт спекании зернистых агломерационных
шихт составляет 10—20%, при агломера-
ции тонкоизиельчеиных концентратов —
50—70 % (рис. V.27). Автор этого способа
В. В. Виноградов предложил осуществлять
подогрев, смешивая холодную шихту с горя-
чим возвратом. Расчеты показывают, что для
подогрева шихты до 330 К достаточно сме-
шать ее с 10 % возврата с температурой
870 К. Однако лучшие результаты дает вве-
дение возврата с более низкой температурой,
так как в этом случае из-за отсутствия ин-
тенсивного парообразования окомкование
оказывается более совершенным. К недостат-
кам подогрева шихты горячим возвратом
следует отнести ухудшение санитарно-
гигиенических условий труда на тракте
подачи подогретой шихты к машинам. На
некоторых фабриках подогрев шихты (кото-
рый должен быть осуществлен обязательно
до укладки на агломерационные машины)
Рис. V.27. Зависимость удельной производитель-
ности агломерационной машины от количества
известковых добавок и подогрева шихты:
1 — подогрев и добавка извести-пушонки; 2 —
добавка извести; 3 - добавка Изпести-пушонки;
4 — подогрев и добавка Извести; 5 — подогрев
и добавка известкового молока; ъ — добавка из-
вестняка; 7 — подогрев шихты
Известковые во (Гавк и, %
205
производится в барабанах-окомкователях
путем сжигания в них газа. Возможны и дру-
гие способы.
Связующие добавки в агло-
мерационную шихту вводят на
многих агломерационных фабриках для улуч-
шения качества окомкования агломерацион-
ных шихт. В небольшом количестве доба-
вляют водные растворы полиакриламида (до
1,5 кг/т шихты), гумата натрия (до 70 кг/т
шихты), поливинилацетата (50 кг/т), жидкого
стекла, сульфитного щелока, железного купо-
роса, подогретого до 330—340 К мазута
(0,25—1% массы шихты).
Несомненный и существенный эффект дает
использование извести, которая благотвор-
но влияет иа процесс агломерации, в том
числе и на окомкование. Увеличение коли-
чества извести в шихте в настоящее время
считается основным методом повышения про-
изводительности агломерационных машин,
спекающих тонкие концентраты. Так, на
одной из лучших отечественных агломера-
ционных фабрик завода «Запорожсталь» рас-
ход извести довели до 80 кг/т агломерата.
Накатывание мелкого то-
плива иа гранулы шихты за-
метно интенсифицирует процесс агломера-
ции. Наилучшие результаты получаются при
накатывании 70—80 % топлива на гранулы
шихты (в конце барабана-окомкователтг),
остальное топливо подается в шихту обычным
способом — до ее окомкования в шихтовом
отделении. Промышленная проверка этого
способа подготовки шихты на агломерацион-
ной фабрике Новолипецкого металлургиче-
ского завода показала увеличение произво-
дительности на 8 % и прочности агломерата
на 6—8 %. Еще лучшие результаты полу-
чаются при накатывании на гранулы окомко-
ваиной шихты части извести. По лаборатор-
ным данным, производительность агломера-
ционной машины при этом повышается на
15—20%, а прочность агломерата иа 9—
10 % -
Повышение вакуума под колос-
никами агломерационной машины до 15—
20 кПа приводит к значительному повышению
производительности агломерационных ма-
шин. Особенно эффективной является агло-
мерация под давлением, когда в слой подается
воздух под давлением до 500 кПа. С увеличе-
нием перепада давления газа в слое с 10
до 150 кПа удельная производительность воз-
растает с 1,4 до 8,0 т/(м2-ч). Однако этот
метод интенсификации агломерационного
процесса до сих пор не применяется в про-
мышленности из-за отсутствия агломерацион-
ных машин, способных работать под высоким
давлением.
Селективная (раздельная)
подготовка шихты является высо-
коэффективным способом интенсификации
процесса спекания железорудных матери-
алов, В основе технологии * лежит предва-
рительная грануляция (до крупности 3—
• Разработана в Механобрс под руководством
В. Ф. Куценко.
7 мм) тонкодисперсных железорудных ксм-
понентов с последующим смешиванием гра-
нул с грубозернистыми компонентами аглс-
шихты (аглоруда, возврат, флюсы, топливе
и др-).
Вместо традиционной схемы смешива-
ние — окомкование осуществляют схему
окомкование — смешивание.
Основным элементом селективной под-
готовки аглошихты является получение мел-
ких окатышей — аглоокатышей крупнсстыс
3—7 мм из концентрата. Для этой цели
пригодны концентраты с удельной поверх-
ностью не ниже 1500 сма/г. Для упрочнен я я
окатышей в концентрат вводят 2—3 % изве-
сти.
Режимные параметры тарельчатого гра-
нулятора диаметром 3 м для получения аглс-
окатышей: угол наклона 57—59°, частота
вращения 2,16—1,83 с J (11—13 мин'1),
продолжительность окомкования 1.2—
1,5 мин, удельная производительность
2 т/(м2-ч). Режим окомкования устанавли-
вается изменением шихтовой нагрузки и ча-
стоты вращения тарели гранулятора. В про-
мышленных условиях могут быть использе-
ваны тарельчатые грануляторы диаметром
6,5—7,5 м, а также барабанные грануляторы,
которые в отличие от тарельчатых требуют
контрольного грохочения окатышей го
классу 7 мм.
Технические условия на аглоокатыши:
содержание кондиционного класса —7-1-
+ 3 мм не менее 70 %, класса Ц-7 мм не белее
Ю %, прочность на сжатие гранул (диа-
метром 5 мм) 2—2,5 Н. Аглоокатыши смеши-
ваются с грубозернистыми компонентами
шихты в барабанных смесителях в режиме
переката, продолжительность смешивав и я
2 мин, степень заполнения барабана 12—
15 %.
Шихта, состоящая из аглоокатышей, сме-
шанных с грубозернистыми компонентами,
имеет сравнительно высокую газопроница-
емость и спекается в высоком слое — 500—
700 мм.
По сравнению с обычной технологией при
селективной подготовке аглошихты удель-
ная производительность установки увели-
чивается на 15—25%, а удельный расход
твердого топлива снижается на 12—20%.
За счет увеличения высоты слоя шихты сни-
жаются среднекалориметрическая темпера-
тура спека и запыленность аглогазов. Эффек-
тивность селективной технологии подго-
товки шихты увеличивается с увеличением
количества тонкомзмельченного концентрата
в аглошихте. Удельные капитальные затраты
на строительство отделений грануляции кон-
центрата ориентировочно составляют
0,25 руб/т агломерата.
Показатели работы некоторых агло-
фабрик СССР приведены в табл. V.l 1.
Технология получения ж е-
лезофлюса. Наиболее подходящим
сырьем для получения качественного железо-
флюса являются богатые магнетитовые кон-
центраты и некоторые аглоруды (крупностью
не более 8 мм) с содержанием SiO2 менее 8—
206
ТиФпни V. 11
Состав* характеристика шихты и показатели работы некоторых аглофабрик СССР за 1980 г.
Агломерационная фабрика Компоненты шихты.кг/т агломерата 1 Температура шихты, К Высота слоя, мм Насыпная плотность ших- ты, т/м3 Разрежение, кПа Вертикальная скорость опека - | ння, мм/мин Производитель- ность, т/(м*-ч) Простои. %
Рудн а я смесь 1 | Концентрат 1 । Колошнико- вая пыль 1 1 1 Окалина . | Шламы |и J ИзвестЕ1ЯК | Доломит 1 Известь 1 Коксовая мелочь (сухая) I Антраците- • 1 вый штыб 1 1 Планово-пре- дупредитель- ный ремонт Всего
Магнитогорского металлургическо- го комбината:
№ 1 482 493 2,00 8 — 160 9 25 69 — 302 220 1,7 10 500 18,8 1,16 2,0 5,5
№ 2 423 510 67 И —' 129 5 24 63 —— 302 210 1,8 10 700 21,5 1,33 2,5 5,5
№ 3 415 506 82 И — 129 6 24 62 —. 303 208 1,8 10 700 21,4 1,43 2,4 7,1
№ 4 Нижнетагильского металлургиче- ского комбината: 392 462 2 149 — 130 8 22 43 305 220 1,9 10 900 18,7 1,41 3,6 5,7
Гор обл а годатска я 236 780 4 51 — 86 —‘ — 44 25 330 148 1,8 11 560 -—, 1,38 3,3 8,7
Высокогорская 128 782 49 — 1 193 — 70 — 329 190 1,8 И 800 18,3 1,45 3,1 5,5
Лебяжинская 421 520 26 —' 1 114 — — 55 329 195 1,8 11 080 19,9 1,42 4,5 9,9
Ор ско- X ал нл овского металлу р ги - веского комбината Карагандинского металлургиче- ского комбината: 470 434 35 28 1 276 8 63 321 220 1,6 11 830 20,5 1,16 3,4 6,4
№ 1 785 181 .— 5 —' 135 34 22 56 — 291 290 1,8 11 400 22,0 1,31 0,7 1,1
№ 2 Металлургических заводов: 55 829 14 20 20 182 53 9 80 16 291 370 1,7 11 900 16,1 0,84 1,1 4,3
Череповецкого 117 830 9 42 -— 160 4 6 65 — 334 230 1,9 11 900 23,4 1,08 3,6 11,7
Новолипецкого 662 208 11 7 -— 103 112 18 48 15 304 310 1,8 11 520 21,0 1,65 3,6 11 3
Западно-Сибирского им. Серова 146 821 6 38 -— 52 — 26 70 — 328 265 1,9 12 500 23,0 1,16 3,4 8,5
(в том числе мартеновский) 932 20 19 •— 160 -— -- 48 —. 333 275 1,9 12 000 30,0 2,36 3,0 3,8
Челябинского 774 6 87 118 76 92 .— 34 52 — 338 200 1,9 12 500 24,0 1,34 2,8 25,6
Руставского — 826 81 103 42 84 .—‘ 20 55 294 255 1,9 11 400 16,0 0,93 4,9 9,3
им. Дзержинского № 1 339 543 35 27 9 96 48 62 49 7 — 350 1,8 12 500 23,0 1,30 2,0 25,1
» До 2 345 559 35 1 8 46 50 82 10 51 — 350 1,8 13,000 25,0 1,56 3,0 16,4
«Запор ожстал ь» 327 574 50 9 — 168 — 87 31 30 315 375 1,9 12 500 29,1 1,89 1,2 3,6
им. Ильича 181 706 10 10 28 171 58 21 32 30 308 276 1,9 И 250 18,4 1,4 2,0 9,7
Комбината «КМАруда» 499 586 — 34 — 132 .— — 61 24 324 296 1,7 И 000 18,7 1,14 4,4 9,7
Качканарская — 1064 — — 96 — — 51 33 324 296 1,7 11 000 18,7 0,88 6,0 6,3
Продолжение табл. V. II
чЛ — in oo о о" co" Д v—< •“-* 't О, СП SON
О С j-Howad инн -HiraiHVaduAW -adu-oeoiteifjj <510 Ш CO 1Б<51 —" Ш 04 СО Ь-
(ь-ги)/1 ‘чхоои -ч^эхиЙоаеиоЦц NCNOCO cn no co eo o' -f ОТ 0 04 Ь- 00 'Г o'o’ —
нии/ии ‘минея -эыэ чхэо<1оиз нвнчь’еяихИэд t- О О of о" Д tof 04 —’ 04 04 ч» СО о of со" со — — СО
ецх ‘эииэЖэДевц s§s§ 1O О 04 О <51 CO 04 CM ООО Ш О о 04 ь. tn — О 04
хипт qjoonioifu НВ О Cft * GM —Г - <30 оо О
KW 'КО1ГЭ ЕЮЭГСЯ 06 C N Lfl CCCCt^ vF 04 CM 04 О in СО т- сп со 04 04 04
X 'Н1ХИГП edAiedaunaj, co oo co co <04 04 CO 04 CO CO co CO С 04 О 04 04 СО со со со
giurn ((«в -oiHnediHv -sf I LO CO сч 04 co С Q !О ео со оо
(квхЛэ) qhoiraw кеаоэмох <51 CO CO О <O CO CD Tf О г-, со СО СО О’
d С5 нюансу] 1 i | □О QQ 1 ео ео |
О S , О с; со j. и wore)/ 150 78 86
Ц. кг/т MBELLDaSClI 208 200 I 238 1 114 129 270
Z i 1 $ 1 III
3 X о X о внигао Г । III
Е 2 О 4 Li* 14 LI m •Омии HOITO^i 1 1 £ 1 III
IB cLlhjTi 1 о ~ 04 CD io in 1 04 r- <510 О CD О 04 □О ОТ —
1107 909 959 241 оч оъ ео 'Ф LQ О
Агломерационная фабрика Бакалнекая Златоустовская НПО «Тулачермет» ЮГОКа НКГОКа; № 1 № 2 Камышбу р у некого жел езору дного комбината
9%. Необходимые технологические усло-
вия получения железофлюса — применение
комбинированного нагрева и выделение из
спека мелкого возврата. Возможность полу-
чения железофлюса хорошего качества уста-
новлена промышленными испытаниямд,
в результате которых был получен железо-
флюс с основностью 5,69 и показателем ба-
рабанной пробы (по классу —5 мм) 15.3 %
при скорости спекания 22,3 мм/мин. Замена
известняка в шихте доменной печи железо
флюсом, по данным опытной плавки, снижает
расход кокса и увеличивает производитель-
ность доменной печи на 10%. Известно
успешное применение железофлюса (супер-
офлюсованного агломерата) в плавке на те-
менной печи завода в Лакаванне (США).
§ 4. Совместная работа
агломерационной машины
и эксгаустера
Создание вакуума под агломерируемым слоем,
в результате чего в него засасывается воздух,
необходимый для агломерационного процес-
са, обеспечивается эксгаустером. Последний
по принципу работы является центробежным
вентилятором, поэтому он обладает «мягкой»
рабочей характеристикой. В зависимости от
свойств газа (состав, температура) и харак-
теристики газовой сети один и тот же экс-
гаустер создает различное разрежение и за-
сасывает в слой различное количество воз-
духа (рис. V.28). Для анализа совместной
работы агломерационной машины и эксга-
устера, кроме напорной характеристики пос-
леднего (которую Дает завод-изготовитель)»
необходимо иметь газодинамическую ха-
рактеристику сети — графическую или ана-
литическую зависимость потерь давления
газа в сети от его количества.
Общее сопротивление Ар с газовой сети
складывается из сопротивлений ее отдель-
ных, последовательно расположенных уча-
стков: верхней (рабочей) ветви агломера-
ционной машины Ари, включая весь агло-
мерируемый слой, дополнительных подсосов,
вакуум-камеры Дрвк, сборного газового
коллектора Арк и пылеуловителей Ари:
Арс — ДрБИ + Арк -J- Apa. (V.28)
Основой для расчета газодинамической
характеристики агломерационной машины
является уравнение (V-11). При этом следует
учесть увеличение объема газа по сравнению
с объемом засасываемого в слой воздуха,
наличие дополнительных (вредных) под-
сосов через неплотности машины и темпера-
туру газа, отличную от атмосферной. Урав-
нение, характеризующее сопротивление
агломерационной машины, имеет вид
“ ^1мРтг*Г^Г + ^2мРг^7’> (V.29)
где Kjm и Х2М — коэффициенты газодинами-
ческого сопротивления агломерационной ма-
шины; рту vp п Vt — соответственно плот-
ность, вязкость и расход газа при темпера-
208
Рис. V-2S. Характеристика эксгаустера
Д-6500-ti-!'.
аачальные условия — п — 24,5 с-1 (1475 мин-1};
Тг 420 К; рг = 1,33 кг/Ма; Sj — — харак-
теристика сети, обладающей различным газо-
динамическим сопротивлением; щ — аа — соот-
ветствующие параметры работы эксгаустера
-V — потребляемая мощность; Пдод — политропиче-
ский кпд; Apq — повышение давления; Q — про-
г з в од и тель и ос чь
туре Т. Значения параметров газа опреде-
ляют из условия, что проходящий через
эксгаустер газ представляет собой смесь
рех составляющих, обладающих различными
“еплофизическимя характеристиками' на-
сыщенного влажного газа, отсасываемого из
пихты в течение начального и основного
периодов процесса; горячего газа, отсасыва-
емого в течение заключительного периода
1з высокотемпературных зон спекаемого слоя,
г холодного подсасываемого воздуха. Газо-
вая сеть при этом представляется сложной
системой с тремя параллельно расположен-
ными участками газодинамического со-
хротивления. После подстановки значений
отдельных параметров и вычислений уравне-
ние газодинамического сопротивления агло-
мерационной машины сводится к двучлену
= +V?, (V.30)
где ры и S м — коэффициенты.
Методика расчета имеет универсальный
характер, то есть для той же шихты может
быть получено уравнение для агломера-
ционной машины с другой площадью спека-
ния. Измерения показывают, что основным
газодинамическим сопротивлением обладает
слой спекаемого материала, находящегося
иа ленте. Потери давления газа на остальных
участках газового тракта (от вакуум-камер
до эксгаустера) составляют 10—15%. Целе-
сообразно для практических расчетов счи-
тать эти участки обладающими единым газо-
динамическим сопротивлением, которое свя-
зано со скоростью движения газа квадратич-
ной зависимостью. Тогда выражение (V.28)
записывается следующим образом:
Aft, =Р,А+ («„ + «,р)^- <V-31)
Газодинамические параметры системы
эксгаустер — агломерационная машина мо-
гут быть найдены графически, пересечением
на графике напорной характеристики экс-
гаустера и газодинамической характеристики
сети. Более удобно, однако, пользоваться
аналитическим методом, по которому рабочую
точку находят решением системы двух урав-
нений: характеристик сети и эксгаустера.
При этом находят разрежение, создаваемое
эксгаустером, и его объемную производи-
тельность. Определив вакуум под колосни-
ками агломерационной машины Дрм =
= Дрс — Дртр, можно найти среднюю ско-
209
рость и общее количество воздуха, засасыва-
емого в спекаемый слой данной агломера-
ционной машины, VB. Если известен удель-
ный расход воздуха на агломерацию 63, то
можно вычислить производительность ма-
шины по годному агломерату
Ga = V Bmcnma/GB, (V-32)
где mCn—выход спека из сухой шихты;
т-л — выход агломерата из спека.
§ 5. Обработка и качество
агломерата
На современных агломерационных фабриках
обработка спека после выдачи с агломера-
ционной машины производится по схеме:
дробление спека на одновалковой зубчатой
дробилке; выделение из него горячего воз-
врата на вибрационном грохоте; охлаждение
агломерата; вторичное грохочение агломе-
рата для выделения вновь образовавшейся
мелочи и материала для постели. Готовый
агломерат подается в доменный цех либо
ленточными конвейерами, либо в железно-
дорожных вагонах. Подобная схема осуще-
ствлена на агломерационных фабриках СССР,
имеющих машины площадью 75 м2 (Абагур-
ская № 2. Орско-Халиловская), 200 м3
(Качканарская) и 312 м3 (Ново-Липецкого
и Западно-Сибирского заводов) и на мно-
гих зарубежных агломерационных фабриках.
При установке более мощных агломера-
ционных машин (600 м2) на некоторых фаб-
риках от выделения возврата из горячего
спека отказались — вся масса из дробленого
спека поступает на охладитель. Охлажден-
ный спек подвергается вторичному дроблению
с последующей сортировкой на грохотах.
При транспортировании от узла вторичного
грохочения на доменную эстакаду разруше-
ние агломерата продолжается. Крупные ку-
ски агломерата при этом распадаются иа бо-
лее мелкие, но прирост мелочи резко замед-
ляется, вследствие чего годный агломерат
(крупнее 5—8 мм) становится более одно-
родным по крупности- Содержание класса
4-25 мм в агломерате (в бункерах доменных
цехов) на заводах СССР обычно не превышает
30 %. На всех современных доменных печах
объемом 2000 м3 и более предусмотрено
выделение из агломерата на вибрационных
грохотах перед его поступлением в скипы
мелочи (—5 мм), что позволило сократить
вынос колошниковой пыли до 3—7 кг/т
чугуна. В последние годы большое внимание
уделяется кондиционированию агломерата
по крупности (в Японии, США и других
капиталистических странах). Особенно силь-
ное влияние оказывает отсев мелочи на
производительность доменных печей. На
многих металлургических заводах Японии
содержание фракции —5 мм в агломерате
составляет 4 %.
Наиболее экономичным является охла-
ждение агломерата на специальных охлади-
телях после первичного дробления спека
210
и выделения из него возврата. Охлаждеж^
на агломерационных машинах менее целесо-
образно, так как при этом теряется охали
50 % полезной площади машин, увеличи-
вается расход электроэнергии и в результате
неравномерной газопроницаемости сдео
в агломерате после охлаждения остахса
куски, имеющие очень высокую темпера-
туру, Наиболее распространенными еэ-
ляются линейные охладители конвейер неге
типа, камерные и кольцевые типа <Драво —
Лурги», а также чашевые, кон струя дет
Механобра. Достоинства линейных охлади-
телей — удобство размещения их по фронту
агломерационных машин, возможность одно-
временного перемещения агломерата
горизонтали и по вертикали к узлу вторич-
ной сортировки и возможность использова-
ния горячего воздуха из первых камер дле
процесса спекания. Этими охладителями осна-
щаются в настоящее время новые агломера-
ционные фабрики в CGCP, на которых уста-
новлены машины большой производитель-
ности. Достоинством кольцевых охладите-
лей является меньшая металлоемкость из-зл
отсутствия холостой ветви. Чашевые и коль-
цевые охладители конструктивно просты,
дешевы, надежны в работе и устанавливаются
для агломашин с площадью спекания 75 м2.
Параметры охлаждения агломерата
в слое определяются гранулометрическим
составом его, высотой слоя и скоростью
фильтрации воздуха. Высота слоя агломерата
иа линейных и кольцевых охладителях обыч-
но составляет 500—800 мм, па чашевых
ширина межжалюзийной полости 800 мм.
высота до 3 м.
По условиям работы вентиляторов, колос-
никовой решетки и уплотнений наиболее
целесообразным является охлаждение слоя
на линейных охладителях продувом воздуха
снизу вверх. При расчетах охладителей
начальную температуру агломерата при-
нимают обычно 1120 К, а конечную 370—
420 К. Полученные на основе обобщения
экспериментальных данных эмпирические
формулы для расчета параметров охладите-
лей приведены в литературе [89]. До задан-
ной температуры агломерат может быть охла-
жден только прн правильном выборе охла-
дителя. Отношение полезной площади
охладителя к площади спекания на совре-
менных установках составляет 1,25—1,45.
Удельный расход воздуха па охлаждение
изменяется от 2000 до 6000 м3/т; время охла-
ждения колеблется от 20 мин до 1,5 ч. Более
подробно вопросы охлаждения агломерата
(способы расчета, конструкции охладителей)
изложены в специальной литературе [7].
Качество агломерата опре-
деляется свойствами железорудных кон-
центратов, технологическим режимом агло-
мерации, последующей обработкой агломе-
рата. Обычно о качестве агломерата судят
по химическому составу, физико-химическим
и механическим свойствам.
Химический состав агло-
мератов имеет большое значение для
металлургического передела. Особенно
важны содержание железа общего, закиси
железа, содержание серы, а также основ-
ность.
Содержание FeO определяется в первую
очередь технологическим режимом спека-
ния и служит косвенной характеристикой
восстановимости и прочности агломерата.
Увеличенное содержание FeO в агломерате
обусловлено повышенным расходом твер-
дого топлива в шихте, ведущим к получению
агломерата — более оплавленного, с повы-
шенной прочностью и пониженной восстано-
вимостью. В зависимости от конкретных
условий на каждом металлургическом пред-
приятии устанавливают свое оптимальное
содержание закиси железа в агломерате.
Весь агломерат, получаемый на отечествен-
ных агломерационных фабриках, является
офлюсованным. С целью уменьшения расхода
кокса в доменных печах целесообразно весь
известняк доменной шихты подавать в агло-
мерацию. При этом основность агломерата
должна составлять 1,2—1,4. К сожалению,
именно в этом диапазоне основности наблю-
дается существенное снижение прочности
агломератов (рис. V.29) (прочность агломе-
рата измеряется содержанием сс годного
агломерата крупностью 4-Ю мм после испы-
тания в барабане). Показатели качества
железорудных агломератов некоторых фаб-
рик СССР приведены в табл. V-12.
Физико-химические свойства агломератов
определяют их качество. Наиболее важны
восстановимость и температура размягче-
ния железорудных материалов.
Восстановимость агломератов определяет-
ся их химико-минеральным составом и физи-
ческой структурой, в первую очередь микро-
пористостью- Из табл. V-13, где приведены
данные по восстановимости ряда минералов
железорудных агломератов, видно, что к чис-
лу легковосстановимых фаз относятся гема-
тит, полукальциевый и однокальциевый фер-
риты. Кроме того, легковосстановимыми яв-
ляются многие из тройных ферритов. Пони-
женной восстановимостью обладают
магнетит, двухкальцевый феррит и браун-
миллсрит. К трудновосстановимым фазам
агломерата относятся стекло, кальциевые
оливины, геденбергит и в особенности фая-
лит.
Как отмечалось, основными технологи-
ческими факторами, влияющими на химико-
минеральный состав агломератов, являются
содержание топлива в шихте и основность.
С увеличением содержания углерода в шихте
восстановимость агломератов монотонно
снижается в результате получения оплавлен-
ной (с пониженной удельной поверхностью)
структуры и образования трудновосстанови-
мых фазовых составляющих. Влияние основ-
ности на восстановимость более сложное
|рис. V-30). При переходе от неофлюсованного
агломерата к офлюсованному до значений
основности 1,2—1,6 восстановимость заметно
улучшается. При дальнейшем повышении
основности происходит снижение восстапо-
зимости, затем она вновь возрастает. Вос-
становимость высокоосновных агломератов
Рис. V.29. Зависимость прочности агломератов из
магнетитовой (/) и лотарингских (2) руд от
основности
практически не зависит от количества то-
плива в шихте.
Температуру размягчения агломерата опре-
деляют, измеряя глубину погружения в из-
мельченный материал твердого стержня при
непрерывном повышении температуры. Раз-
личные железорудные материалы характери-
зуются неодинаковыми температурными
параметрами размягчения. С увеличением
степени восстановления и основности темпе-
ратура начала размягчения н температурные
интервалы размягчения, как правило, сни-
жаются.
Механическая прочность
агломер а т а является одной из важных
его характеристик. Окускованные продукты
должны обладать высокой прочностью,
чтобы не разрушаться при транспортирова-
нии, загрузке в печь и внутри печи в про-
цессе плавки. Наиболее прочные агломераты
получаются из магнетитовых материалов. При
спекании бурых железняков, имеющих низ-
кую насыпную плотность, образуется круп-
нопористый, рыхлый, малопрочный агло-
мерат.
Основными причинами пониженной проч-
ности агломератов являются недостаточное
содержание твердого топлива в шихте и не-
удовлетворительный режим зажигания
(низкая температура горновых газов и не-
большое время пребывания шихты под гор-
ном). Вследствие низких температур в зоне
формирования агломерата образуется мало
жидкой фазы, которая слабо связывает не-
расплавившиеся кусочки шихты. Трудно по-
лучить агломер ат высокого качества при
спекании крупнозернистой шихты (более
8 мм). В условиях, характерных для агло-
мерационного процесса, т. е. при кратко-
временном воздействии высоких температур,
крупные кусочки руды н возврата не успе-
вают прогреться в должной мере. Образу-
211
Таблица V, 12
ю Качество агломерата некоторых фабрик СССР (по данным за 1980 г.)
Содержание, %
Агломерационная фабрина ф FeC) 1. . —। С о 1 А13О3 О о и
Магнитогорского метал- лургического комбината; № 1 52,6 13,9 9,1 2,2 12,4 2,3 0,056
№ 2 54,4 14,2 — 8,4 2,0 И.4 2,0 0,048
№ 3 54,8 15,1 — 7,8 1,9 10,7 2,0 0,046
№ 4 (агломерат домен- 56,4 10,7 — 7,1 1,7 9,7 1,7 0,033
ный) (агломерат мартенов- 56,5 10,8 7,1 1,7 9,6 1,7 0,033
ский) Нижнетагильского метал- лургического комбината: Гороблагодатская 54,9 14,1 8,1 7,4 0,054
Высокогорская 52,1 12,6 — 7,9 — 12,9 — — 0,087
Лебяжинская 55,3 16,8 -- 9,8 — 8,9 — 0,056
Кузнецкого металлурги- ческого комбината: Абагурская № 1 * 54,9 58,1 12,8 ю — 8,3 8,1 — 9,4 9,7 1,4 1,3 0,038 0,030
» № 2 . 53,2 16,5 — 9,3 — 4,9 6,6 0,017
Орско-Хал ил овского ме- 51,1 13,0 — 10,1 1.2 15,5 0,6 0,060
таллургического комби- ната Карагандинского метал- лургического комбината: № 1 48,5 11,6 0,7 11,5 13,5 2,2 0,224
№2 46,8 17,6 0,8 12,1 — 13,8 2,0 0,060
Постоянство состава Прочность (по содержанию фракций — 5 и 4-5 мм), % £ £ . “’’S й ®
ей 1 't I «
со <и □1 а . о о 1=1 о. * <и х » По гост 15137-77 Л1 * £ Ь о а
*. So ОШ ч х я -Я тво проб, ующнх ТУ нию Fe, °/( ° 2 ч с ° о ° as О тво проб, твующих ' зности, % мм нспыта арабане Pj 5 мм) iHue фракц аде - на 1 зн а мен ате; х доменног
Основно СаО : S! Допусти НИЯ СОД по ТУ. Количес ответств содержа Допусти иия осн | ТУ. =!=’ V U О CU Ь tr <и Е §§о A u С По дайн ний в б. бин а ( — да д-{- 8 К ю 1 Содержа '(в чнслнт рике, в бункера:
1,36 1,0 85,8 27,5 —/15,4
1,36 1,0 91,4 — . 27,6 — —/15,4
1,37 1,0 93,5 • 1 — 27,4 — —, -/15,4
1,37 1,0 96,2 — — 24,9 — — —/15,0
1,35 - — — — — — — —
0,91 1,0 98,6 0,05 81,4 56,8 8,0 12,4/—
1,63 1,0 95,7 0,05 50,1 69,0 5,7 9,1/14,2
1,91 1,0 95,7 0,05 81,1 — 59,6 7,1 8,9/18,0
1,13 1,0 96,7 0,1 97,8 4
0,70 1,0 1^6 ОТ 96j j 24,2 50,3 8,2 15,2/24,2
0,53 1,0 98,0 0,1 93,6 22,0 74,9 5,3 14,3/22,0
1,53 1,0 76,0 0,07 70,8 — 65,1 5,1 20,4/—
1,17 0,5 79,5 0,05 89,2 74,6 5,0 10,8/
1,14 0,5 88,5 0,05 92,3 ... 70.8 4,5 16,6/
1
eis
доменный агломерат, в знаменателе — мартеновский.
SI Л VW 1ViJtl|j
1,9 1,2 1,2 0,7 1,6 0,5 6,9 2,1 2,9 1,3 1,3 1,0 GO GQ ND о о о© MgO
0,029 0,080 0,040 0,037 0,100 1 0,032 0,062 0,070 0,013 0,040 0,020 I 0,167 1 __ s
7-7- <— — — p p — — — 7- 7- 7- — p p "to 00 To “to “o Id ’to 7— ю Ъо to "to ст -j <d GC —J — —j D1 ОС CD О 4ь toot Go to <D CT 1,32 1,28 0,97 1,45 Основность агломерата СаО : SiO2
075 = 0,75 -0,5 1,5 0,8 — 1,0 ( H-1,0 I, —0,8 f I 1,2 -1,0 ( 0,94 1,0 P."*i ст о о Допустимые отклоне- ния содержания Fe по ТУ, ±% Постояне
CD CD CD CD : Q'OQ . D i 00 -J Юр CD p - ppp 1 p | IP?1 ст t<; “ст "ст о co Q “-J о “to 00 О 00 Количество проб, со- ответствующих ТУ по содержанию Fe. %
0,08 0,05 0,06 0,06 0,1 0,1 0,15 0,05 0,08 0,09 0,107 0,09 pp oo 1 CT CT Допустимые отклоне- ния основности по ТУ, ±% D О О S
coco cd co I О p О । tn i icooc WCT -4 oc | | ppp 1 p I O® ст ст to — Ъ 0O с ел о сл 75,0 54,3 80,7 Количество проб, . соответствующих ТУ по основности. %
II 1 1 “1 1 111?I I 1“ CT WCT 21,3 27,3 По данным испыта- ний в барабане Ру- бина (—5 мм) Прочность (по содержанию фракций — 5 и + 5 мм). %
, CTCTCT 4! CT CT , 4! 4! CT , CT CT . I | Рг^.^Р.01 I PPP 1 p p ] | W'-J *-CT0C ОС ОС’-4 0 w -|- 5 мм | По ГОСТ 15)37—77
1 [ 1 1 1 1 * р| 1 11 1 ОФ (X ЮСЛ I ФСЛСЛ 1 о <J J 1 — о мм
— — to — to — — — — — — GC GC p rfa. pprfxpp PP i P I P ос “ст “to “w J_j4ococ pp J _Ц_Ц’оо“ст ’j-JJoo II 1 P 1 1 1 1 1 to WOO p to PP 1 00 0 4 4- О o rfbVj Содержание фракции — 5 мм (в числителе — на аглофаб- рике, в знаменателе — в бункерах доменного цеха)
Таблица V.13
Прочность и восстановимость фазовых составляющих агломератов
Фаза Предел прочности на сжатие, H/mms Восстал!- вимость.
Гематит Fe2O3 262 49,9
Магнетит Ге2О4 362 26,7
Фаялит 2FeO-SiOa Оливины (СаО)л • (FeO)2_t •SiO2: 199 1
х = 0,25 260 2,1
0,5 555 2,7
х = 1 228 6,6
г = 1 (стекло) Ферриты кальция: 4 3,1
СаО • Fe2O3 363 40,1
2CaO"Fe2O3 139 28.5
I
ющейся жидкой фазы оказывается недоста-
точно для получения прочного спека. Осо-
бенно неблагоприятным оказывается при-
сутствие в шихте крупных кусочков изве-
стняка, которые не могут полностью усво-
иться расплавом и остаются в агломерате
в виде самостоятельных включений извести,
ослабляющих прочность спека. Отрицатель-
ное воздействие этого фактора усиливается
в результате гидратирования извести влагой
воздуха, сопровождающегося увеличением
ее объема.
Одной из причин невысокой прочности
железорудных агломератов, полученных
по обычной технологии, является присутствие
в них значительных количеств малопрочных
фазовых составляющих, и прежде всего
стекла, обладающего низким сопротивлением
статическим и ударным нагрузкам (см.
табл. V. 13). Снижение прочности агломера-
тов происходит в основном при их охлажде-
нии, когда в объеме спека возникают большие
напряжения, обусловленные значительным
градиентом температур в куске (термические
напряжения), существенным различием коэф-
фициентов термического расширения от-
дельных фаз (структурные напряжения), про-
Рис. V.30. Зависимость степени восстановления
агломератов от основности
теканием в офлюсованных агломератах пол»-
морфного превращения p2CaO-SiOj -*
y2Ca0-S102, идущего при 948 К с уж-
личением объема иа 11 % (фазовые напряже-
ния). Структурные и фазовые напряжен»»
достигают максимального значения в агло-
мератах с основностью 1,2 -1,4, так к*
именно при таком составе агломерата обр*-
зуется много двухкальциевого силиката.
агломерат содержит наибольшее количеетж
различных фаз (см. рис. V. 18).
Стандартным методом определения проч-
ности железорудных агломератов в СССР
является оценка их разрушения (зж
ГОСТ 15137—77). На ряде агломерационных
фабрик прочность агломератов продолжают
определять в барабане Рубина, отличаю-
щемся от стандартного наличием трех полеж
высотой по 250 мм. Испытанию подвергают
пробу агломерата крупностью ->-40 мм мас-
сой 20 кг. Время вращения барабана 4 мяк
Прочность агломерата характеризуется со-
держанием франции —5 мм. Прочность агло-
мератов некоторых отечественных фабри
приведена в табл. V.12.
Главной причиной того, что железорудные
материалы значительно разрушаются в ходе
плавки, является воздействие восстанови-
тельных процессов. Максимальное раз-
упрочнение агломерата наблюдается при сте-
пени восстановления 25—40 %, т. е. на этале
восстановления Ге2СЦ FcO, что соответ-
ствует температурам 770—970 К. При более
высоких температурах разупрочнение за-
медляется, а затем при температурах выпг
1170 К прочность начинает возрастать. Tai
как отсутствует четкая связь между «холод-
ной» прочностью железорудных материалов
и их прочностью в процессе восстановлениж.
определяют их прочность при нагреве и вос-
становлении (по ГОСТ 19575—74).
Получение прочных агломератов требует
соблюдения оптимальных условий процесса
и технологической дисциплины, т. е. на спе-
кание должна подаваться хорошо смешанна®
и окомкованная шихта* содержащая требу-
214
Расстояние ат поверхности слоя, мм
Ряс. V.31. Изменение максимальных температур
высоте слоя в процессе агломерации магцетн-
тяеого концентрата фракций 1,68 — 0,84 мм
(в — в) и 5-3 мм (г — е) при продолжатель-
ести периода зажигания:
л. е — 0,75 мин; б, д — 1,5 мин; », е -- 3,75 мнн
агое количество углерода, должен быть от-
регулирован режим зажигания. Существуют
дополнительные технологические приемы
ховышения прочности агломератов — ком-
бинированный нагрев шихты, двухслойная
загрузка шихты иа машину н др.
При комбинированном на-
греве шихты непосредственно после
зажигания дополнительно сверху нагре-
вают слой горячими продуктами горения или
воздухом. В результате выравнивается тем-
зература по высоте слоя, снижается расход
твердого углерода и устраняется резкое
охлаждение верхней части спека, снижающее
его прочность и уменьшающее выход год-
ного агломерата. Изменяя время подачи
1 слой горячих газов и содержание в нем твер-
дого топлива, можно получить нужное рас-
пределение температур (рис. V-31).
При использовании комбинированного
хагрева на агломерационных фабриках до-
спгается существенная экономия твердого
теплива (до 25—30 %) и тепла (5—10%),
повышается качество агломерата и благодаря
увеличению выхода годного, несмотря на
яевогторое снижение вертикальной скорости
гавкания, удается сохранить на прежнем
уровне производительность агломер апиои-
ых машин. Общая длина горнового устрой-
ства (зажигательного горна вместе с допол-
нительным) должна составлять около 30 %
всей длины агломерационной машины. Даль-
нейшее увеличение длины этой зоны, хотя
и снижает расход твердого топлива, приводит
к падению производительности агломерацион-
ной машины вследствие недостатка в горно-
вых газах свободного кислорода для ин-
тенсивного горения твердого топлива шихты
и повышения газодинамического сопроти-
вления слоя в результате расширения в нем
области высоких температур. Эффективность
дополнительного нагрева можно повысить,
используя для этой цели газообразное то-
пливо с высокой теплотой сгорания и нагрев
воздуха перед его сжиганием. На некоторых
зарубежных фабриках в горнах используют
нагретый воздух из первых камер линейных
охладителей. Содержание кислорода в га-
зах дополнительного горна должно быть не
менее 15 %, что определяет уровень допусти-
мой температуры дополнительного нагрева.
Резкое снижение производительности агло-
мерационной машины наступает при увели-
чении средней температуры продуктов горе-
ния газообразного или жидкот о топлива
свыше 1070 К (рис. V.32). Применение
подогретого до температуры выше 970 К
воздуха, наоборот, увеличивает производи-
тельность. Этот способ является более эф-
фективным, но требует больших затрат на
сооружение воздухонагревателей, размеще-
ние которых в условиях действующих фабрик
не всегда оказывается возможным.
Двухслойная загрузка ших-
ты на агломерационную ма-
шину позволяет выровиить температурно-
тепловые условия формирования агломе-
215
Рис. V.32. Зависимость удельной производитель-
ности а агломерационной машины от температу-
ры Т газа или воздуха:
1 — нагрев горячим воздухом; 2 — комбиниро-
ванный нагрев (жидкое топливо); 3 — комбини-
рованный нагрев (газ)
рата по высоте слоя и снизить удельный
расход твердого топлива. При этом шихту
укладывают на спекательные тележки в два
слоя с разным содержанием углерода (в ниж-
нем слое приблизительно на 30 % меньше,
чем в верхнем). Применение такого способа
позволяет получать достаточно однородный
по высоте слоя агломерат при экономии твер-
дого топлива (примерно на 15%) без сни-
жения скорости спекания, наблюдаемого при
комбинированном нагреве продуктами
горения дополнительного горна.
Недостатки двухслойного способа агло-
мерации — усложнение технологической схе-
мы (нужно готовить две шихты с различным
содержанием углерода) и уменьшение пло-
щади спекания данной агломерационной ма-
шины, вызванное необходимостью установки
дополнительного устройства для загрузки
второго слоя шихты. В этом отношении
более предпочтительным является вариант
загрузки шихты, обеспечивающий сегрега-
цию углерода по высоте слоя.
В процессе так называемой термообра-
ботки агломерата [17] или повторного его
нагрева до температуры около 1370 К и вы-
держке в течение 1—2 ч снимается значи-
тельная часть внутренних напряжений, про-
исходит раскрметаллизация наиболее хруп-
кой составляющей агломерата — стекла.
Практически термообработку агломерата
на некоторых фабриках осуществляют, сжи-
гая газ в горелках, установленных над слоем
в хвостовой части агломерационной машины.
Даже при таком упрощенном способе термо-
обработки (время высокотемпературной обра-
ботки составляет всего несколько минут)
достигается положительный эффект. Так,
применение этого метода иа агломерационной
фабрике Коммунарского металлургического
завода позволило сократить расход твердого
топлива в шихте на 5—10 % и снизить со-
держание фракции —5 мм в скиповом агло-
мерате с 14,8 до 11,8% при сохранении
производительности агломерационных ма-
шин.
216
Весьма эффективным способом увеличения
прочности агломератов является агломера-
ция в высоком слое. С увеличением высоты
спекаемого слоя усиливается регенераций
тепла по мере перемещения зоны формиро-
вания агломерата вниз, увеличивается время
воздействия высоких температур на спе-
каемый материал, благодаря чему получается
хорошо раскристаллизованная структура
агломерата с небольшим количеством (5 %)
стекла, ослабляется действие факторов, веду-
щих к возникновению внутренних напряже-
ний и появлению микротрещин. Чем выше
слой, тем меньшей оказывается доля мало-
прочного агломерата поверхностной части
слоя. При увеличении высоты слоя с 240
до 500 мм выход годного агломерата возра-
стает с 64,0 до 78,1 % [17]. Для достижения
максимальной производительности и исклю-
чения перегрева нижних слоев необходимо
иметь переменное по высоте слоя шихты со-
держание углерода. Внедрение этой техно-
логии на агломерационной фабрике завода
«Запорожсталь» дало большой эффект: при
увеличении высоты слоя шихты на машинах
с 230 до 375 мм удельный расход твердого
топлива сократился с 68,7 до 51,0 кг т;
содержание фракции —5 мм в скиповом агло-
мерате уменьшилось с 24,4 до 12 %.
Методы борьбы с полиморфным превраще-
нием двухкальциевого силиката заклю-
чаются во введении в шихту дополнительных
соединений, препятствующих его образова-
нию: А12О3, -MgO, Мп2С^. В доменном
цехе Нижне-Тагильского металлургического
комбината в плавке используются два типа
агломератов: с низкой (0,4—0,7) и высокой
(2—3,5) основностью, каждый из которых
имеет более высокую прочность, чем агло-
мерат с промежуточной основностью.
В отдельных случаях может оказаться це-
лесообразной обработка спека во враща-
ющихся барабанах с последующим отсевом
образовавшейся мелочи. Под воздействием
динамических нагрузок разрушение спека
агломерата происходит по наиболее слабым
участкам. В результате такой стабилизации
барабанная проба агломерата фабрики
НКГОКа снизилась с 30,7 до 17,1 %.
Агломерат достаточно высокой прочности
из бурых железняков, дающих большую
усадку при спекании, может быть получен
путем значительного увеличения содержа-
ния в шихте возврата.
Целесообразность применения указанных
мероприятий должна быть подтверждена эко-
номическими показателями, так как эти при-
емы сопровождаются повышением расхода
тепла или снижением производительности
агломерационных машин.
Наконец, агломераты высокого качества
должны характеризоваться высокой ста-
бильностью своих свойств (химического со-
става, прочности и др.) во времени. Так,
колебания содержания железа, двуокнев
кремния и окиси кальция ие должны пре-
вышать ±(0,2—0,3 %); содержания закисв
железа ±1 %, основности ±(0,03—0,05).
Глава 2
Окомкование
ОЬкжков’ание — процесс окускования увлаж-
венд тонкоизмельченных материалов, осно-
гаый на способности их при перекатывании
твывать гранулы сферической формы
Bmj'iihjh) без применения непосредственного
— -uuo Для упрочнения сырые окатыши
жиергают сушке, обжигу или другим видам
работки (упрочнению безобжиговыми мето-
лмн).
К наиболее важным факторам, определяю-
комкуемость различных материалов,
вшентся крупность частиц, их влажность,
я якже физические свойства, характеризую-
* взаимодействие частиц с водой, такие
Краевой угол смачивания, молекулярная
кшиллярная влагоемкость [36].
Упрочненные окатыши, получаемые из
1—ныли умельченных концентратов, обладают
Бфсюен восстановимостью, достаточной проч-
встъю при перегрузках и восстановлении,
«иорадностью по крупности и химическому
«тжу н обычно содержат больше железа,
Ш агломераты. Кроме того, при обжиге
жг^ппей расход топлива примерно вдвое
ВЕыге, чем при агломерации, а также значи-
пьао сокращается или даже отсутствует
нбсос с отходящими газами окисей углерода
азота — основных вредных компонентов
* сгходах агломерационного производства.
□ра окомковании тонкоизмельченных кон-
ОИггратов, содержащих кислую пустую по-
ЦШг. в их шихту в ряде случаев вводят тоико-
ждьченные основные флюсы (известняк,
«кют, известь). В СССР в основном полу-
Жвп частично офлюсованные окатыши, основ-
гп jo 0,6—0,8, за рубежом — большей
шгы) неофлюсованные окатыши.
$ I. Теоретические основы
цкз во дет в а окатышей
Иввхжзмельчснные рудные концентраты
9 «сжавном относятся к гидрофильным веще-
т—аис краевой угол их смачивания близок
<яяьи> и лишь для флотационных ионцентра-
может приближаться к 25—50° [13].
Gf a взаимодействии с водой тонкие частицы
мвияеятрата образуют отдельные агрегаты —
|^гп.ипт1гшг: комочки». При движении мате-
рмыа по вращающейся поверхности в аппа-
ратах для окомковаиия (барабанных или
врельчатых окомкователях) влажные ча-
ооиеы накатываются на поверхность «зароды-
жжат комочка», образуя сферические ока-
хе. Под действием давления, возникаю-
«влх- з точке контакта окатышей с плоскостью
фкоеяия, происходит их уплотнение с обра-
ямквем однородной структуры. В точках
•тактов отдельных зерен в объеме окаты-
й при наличии газовой фазы образуются
манжеты (прослойки воды кольцевой
с менисками двойной кривизны);
водные мениски образуются также в порах
на поверхности окатышей. Возникающие при
этом силы отрицательного капиллярного
давления стягивают частицы концентрата,
придавая окатышам определенную прочность.
Установлено, что степень упрочнения ока-
тышей за счет действия капиллярных сил на
их поверхности выше, чем за счет действия
водных манжет, так ка.^ влажные окатыши
близки к двухфазной системе и доля пор,
заполненных воздухом, обычно пе превышает
10—12 %.
Крупность частиц концен-
трата оказывает большое влияние на
свойства окатышей. Прочность окатышей тем
выше, чем меньше размер отдельных частиц.
Поэтому наиболее эффективно окомковыва-
ются тонкие концентраты. Для практики
окомковании (в зависимости от типа руд)
типична крупность концентрата 90—95 %
класса —0,056 мм при удельной поверхности
1600—2300 см3/г (табл. V.14) [12].
Концентраты некоторых фабрик требуют
доизмельчения перед окомкованием- Это осо-
бенно необходимо для концентратов из гема-
титовых спекуляритов, частицы которых
имеют пластинчатую форму, а также для
концентратов флотации (для удаления гидро-
фобной пленки реагентов). При введении
в шихту окатышей различного рода добавок
(известняка, возврата, бентонита и др.)
последние также должны быть тонко измель-
чены до 90—95 % класса —0,056 мм.
Роль воды в процессе о ком-
ков а н и я исключительно велика, так как
определяет условия образования окатышей.
Ее оптимальное количество зависит от хими-
ко-минералогических свойств частиц, их
формы, влагоемкости и т.п. [36]. Практи-
чески оптимальная влажность шихты при
окомковании составляет для магнетитовых и
гематитовых концентратов 8—10%, бурых
железняков 20—25 %, пиритных огарков
15—20 %, рудной мелочи 6—8 % и определя-
ется в каждом конкретном случае эксперимен-
тально. Для регулирования процесса окомко-
вания (особенно в чашевых окомкователях)
необходимо добавлять воду. В этом случае
влажность исходного материала должна быть
иа 0,5—1 % меньше, чем это требуется для
процесса. Отклонения от оптимальной влаж-
ности допускаются в очень узких пределах
(±0,25 %). Отклонение в меньшую сторону
приводит к снижению пластичности окатышей,
нарушению их гранулометрическою состава
и снижению производительности окомкова-
теля. Повышение влажности, напротив,
уменьшает силы капиллярного сцепления и
приводит к снижению прочности окатышей на
раздавливание, их чрезмерной пластичности
и в конечном счете к нарушению процесса
окомковання в результате слипания окатышей
в грязевые комья. Термическая сушка кон-
центрата перед окомкованием нежелательна,
так как она связана с нарушением равномер-
ное™ распределения влаги, изменением
свойств поверхности материала, повышением
его температуры и т. д., что, в свою очередь,
вызывает трудности при окомковании. Только
217
Таблица V.14
Характеристика концентратов окомковательных фабрик СССР
Горно-обога- тительный комбинат Концентрат Содержание, % Удельная поверх - ность, смг/г
Fe ГеО SiOj СаО S влаги класса — 0,074/ — 0.056 мм
Соколовско- Сарбайский Магнетитовый 66,44 26,8 4,16 1,1 0,35 9,8 94,63/— 1800
Центральный » 66,9 26,9 6,0 0,12 9,5 94,4/— 1700
Обж немагнит- ный 65 26,4 8,5 0,05 - 12 93,8/— 2400
Качканарский Магнетитовый 62,5 25,3 3,63 1,25 •— 9,3 93,1/- 1700
Северный 65,3 26,5 8,35 0,5 —. 9,35 96,97/— 2000
Лебединский » 68,4 27,5 4,1 0,21 0,02 8,5 —/91,9 1425
Михайловский 64,5 23,9 9,0 0,14 0,014 8,8 —/95 2100
Гематитовый 56,4 3,5 10,6 2,13 0,22 8,4 —/90,1 1220
Днепровский Магнетитовый 65 27,7 8,0 0,2 0,05 9,5 —/93 1520
с
работа на «свежем» концентрате непосред-
зтвенно с фильтра обеспечивает высокие пока-
атели при получении сырых окатышей.
Применение упрочняющих
добавок в практике окомкования, как
правило, обязательно, так как прочность
сырых окатышей имеет очень большое значе-
ние при их транспортировании до обжигового
агрегата и для интенсификации последующего
обжига.
В качестве связующих и упрочняющих
добавок используют гидрофильные влаго-
емкие материалы, способные образовывать
с водой устойчивые суспензии. Наиболее
распространенная из них — бентонит, не-
большие добавки которого (0,4—1 %) повы-
шают прочность сырых, высушенных н обож-
женных окатышей и, кроме того, предотвра-
щают разрушение их при быстром подъеме
температуры во время обжига. Эффективное
действие бентонита как связующей добавки
достигается лишь при его тщательном смеши-
вании с концентратом.
Бентонит представляет собой особый тип
глины, состоящей в основном из минералов
группы монтмориллонита, включающей
монтмориллонит, нонтронит, бейделлит и ряд
других, с основной теоретической формулой
Al4Si8O20-(OH)4-nH2O. Определяющими фак-
торами пригодности бентонита при окомкова-
нии являются набухаемость (бентониты выс-
шего качества при набухании увеличиваются
в объеме в 20—30 раз), скорость набухания н
возможность образования коагуляционных
структур в порах окатышей. Высокой набу-
хаемостью характеризуются щелочные бен-
тониты. Содержанием щелочных и щелочно-
земельных обменных катионов определяется
значение электрокинетического потенциала
(^-потенциала) бентонита. Добавка бентони-
тов с ^-потенциалом —(17—18) мВ позволяет
довести прочность сырых окатышей до 20—
28 Н (на 1 окатыш).
Для улучшения свойств природных бенто-
нитов на Соколовско-Сар байском горно-обога-
тительном комбинате в качестве активаторов
применяют щелочные соли. Лучшими из них
218
оказались пирофосфат натрия (Na4PaO7) и
тринатрийфосфат (Na3PO4). При активации
пирофосфатом натрия, добавленным к бенто-
ниту в количестве 15%, увеличение глюч-
ности сырых окатышей достигало 15—35%.
Высококачественные набухающие бенто-
ниты обладают большой вязкостью и большой
удельной поверхностью, характеризуются
способностью удерживать большое количество
кристаллизационной воды при температуре
до 1073 К. Обычно бентонит добавляют в ко-
личестве 0,4—1,0% массы сухого концен-
трата, что связано, однако, с некоторым разу-
боживанием шихты по содержанию железа.
Помимо своего основного назначения бентонит
служит для поглощения излишней влаги,
содержащейся в концентрате. Приблизи-
тельно 90 % бентонита, используемого на
фабриках окомкования, имеет крупность
частиц менее 0,01 мм, поэтому для транспор-
тирования сухого сыпучего бентонита приме-
няют пневмотранспорт, предохраняющий
бентонит от впитывания влаги из воздуха
(в результате чего он приобретает клейкость),
а фабрики — от бентонитовой пыли.
В связи со сравнительно высокой стоимо-
стью бентонита изыскиваются новые связую-
щие вещества для упрочнения окатышей.
Исследован ряд органических и неорганиче-
ских веществ. Органические вещества выго-
рают прежде, чем окатыши упрочняются при
обжиге, что может привести к разрушению
окатышей или их оплавлению. Следует отме-
тить положительное влияние на прочность
окатышей таких веществ, как железный купо-
рос, гашеная или негашеная известь, извест-
няк, доломит и др. В СССР была также изу-
чена возможность использования в качестве
связующего красного шлама (отхода глино-
земного производства). Установлено, напри-
мер, что при введении в шихту 5 % красного
шлама прочность окатышей из обжигмагнит-
ного лисаковского концентрата увеличивается
примерно в 2 раза. Имеются предложения
по активации концентратов поверхностно-
активными веществами типа алкилакрил-
сульфоната и сульфит-спиртовой барды, по
ведению в шихту окатышей кремневого золя
с размером частиц менее 35 10“6 мм и др. Не-
смотря на большой объем проведенных иссле-
дований, практически заменителей бентонита,
равноценных ему по качеству, не найдено.
Поэтому в СССР в качестве связующего при
□комковании применяется в широких масшта-
бах только бентонит. На ряде зарубежных
фабрик окомкования вместо бентонита успеш-
но применяют гашеную известь.
Сушка окатышей является первой
стадией их термоупрочняющей обработки,
зо многом определяющей качество готовой
продукции и производительность обжигового
агрегата. Она ведется в плотном слое, через
который просасываются горячие газы (при
обжиге окатышей в шахтных печах и на кон-
вейерных машинах — в этих же агрегатах,
три обжиге окатышей во вращающихся пе-
хах — на конвейерных решетках, устанав-
ливаемых перед печами).
Температура газа-теплоносителя на входе
слой влажных окатышей обычно находится
пределах 520—670 К, а скорость фильтрации
газа, приведенная к нормальным условиям
(273 К; 0,1 МПа), 0,9—1,3 м/с. Для конкрет-
ных железорудных материалов зти параметры
выбираются такими, чтобы предотвратить
разрушение окатышей в процессе сушки, кото-
рое происходит по двум причинам: трещино-
сбразования и «шока». Трещинообразова-
гие — локальное разрушение окатышей на
их поверхности. «Шок»—полное взрыво-
збразное разрушение окатышей, наступающее
гр и испарении влаги внутри их объема, когда
объемные напряжения, возникающие вслед-
ствие давления водяных паров, превышают
структурно-механическую прочность окаты-
шей. Для сохранения структуры окатышей
скорость их сушки не должна превышать
критического значения, определяемого, при
агрочих равных условиях, температурой и
скоростью газа-теплоносителя.
Как и при агломерационном процессе,
в нижних горизонтах слоя окатышей при
сушке наблюдается конденсация влаги. При
этом в результате переувлажнения падает
прочность окатышей, что приводит к их
смятию и образованию трещин под действием
давления вышележащих слоев. Поэтому,
как правило, сушку проводят с реверсом газо-
вого потока: вначале газы подаются в слой
=яизу, а затем сверху. Период продува газом
сдоя окатышей снизу вверх обычно состав-
ляет 60—70 % общей продолжительности
сушки. На конвейерных машинах в зоне
сушки обычно удаляется 85—90 % влаги-
Продолжительность сушки окатышей в слое
каляется сложной функцией параметров газа-
Тс.злоносителя и водно-физических свойств
самих окатышей. Рассчитать время сушки
можно по методу, разработанному в Меха-
вобре [85].
Упрочняющий обжиг окаты-
шей начинается после сушки и заключается
в постепенном их разогреве до 1520—1570 К
горновыми газами. При этом оптимальная
скорость нагрева зависит от свойств железо-
рудного сырья и определяется эксперимен-
тально [85]. Кривые нагрева окатышей
близки к линейным обычно в диапазоне темпе-
ратур 670—1470 К, в котором и определяется
скорость нагрева.
При обжиге на конвейерных машинах опти-
мальная средняя по слою скорость нагрева
окатышей составляет 150—180 К/мин. При
этом скорость нагрева верхних горизонтов
слоя составляет 180—200 К/мин и нижних
80—100 К/мин. Конечная температура на-
грева окатышей определяется содержанием
железа в концентрате и составом пустой
породы. Чем богаче окатыши по железу, тем
выше должна быть температура их обжига.
Офлюсование окатышей при прочих равных
условиях приводит к снижению температуры
обжига на 50—100 К, но требует более точ-
ного ее регулирования и поддержания па
заданном уровне.
Упрочнение окатышей из магнетитовых
концентратов происходит в результате твер-
дофазного спекания отдельных зерен концен-
трата, окисления магнетита в гематит и ча-
стичного образования шлаковой связки при
размягчении пустой породы. Поскольку об-
жиг окатышей из магнетитовых концентратов
связан с реакцией окисления, состав газов,
в атмосфере которых проводится обжиг,
должен быть окислительным. Как правило,
содержание кислорода в газах при обжиге
магнетитовых окатышей составляет 10—15 % -
Обжиг окатышей из гематитовых концентра-
тов связан не с окислением, а лишь с твердо-
фазным спеканием рудных частиц и образова-
нием в окатышах шлаковых связок.Прочность
обожженных окатышей различных типов
обычно составляет 2000—3500 Н. В резуль-
тате обжига окатыши приобретают также
свойство не разрушаться при перегрузках
в холодном состоянии и при нагреве и восста-
новлении в доменных печах.
Реакция окисления магнетита
4Fe3O4 т CW 6Fe2O3 при обжиге магнети-
товых окатышей является одной из основных.
Это экзотермическая реакция, ее тепловой
эффект при нормальных условиях составляет
14-665 кДж/кг присоединенного кислорода.
В практических условиях обжига реакция,
как правило, идет только в сторону образова-
ния Fe2O3.
Механизм окисления окатышей в общем
случае может быть представлен следующим
образом. Кислород, находящийся в газе-
теплоносителе, в результате диффузии пере-
носится к поверхности окатыша. Далее моле-
кулярным и молярным переносом кислород
транспортируется к поверхности Окисления,
где он вступает в химическую реакцию с маг-
нетитом. Так как в практических условиях
обжига скорость внешнего массообмена не
является лимитирующей, видимая скорость
окисления окатышей определяется скоростью
собственно химической реакции и скоростью
диффузии окислителя внутри их объема.
Соотношение между этими скоростями опре-
деляется безразмерным выражением
b = R VkS0/D , (V.33)
219
Рис. V.33. Разрез окатыша, частично окисленного
в диффузионном режиме:
I — окисленная гематитовая оболочка; 2 - - не-
окисленное магнетитовое ядро
где R— радиус окатыша, м; k—константа
скорости химической реакции на отдельных
зернах магнетита, м3 О2/(м3’с); So — началь-
ная реакционная поверхность в единице
объема окатыша, м2/м3; D -- коэффициент
диффузии кислорода в порах окатышей, м^с.
Заметное окисление окатышей начинает
наблюдаться уже при 570—670 К. Однако
при низких температурах этот процесс идет
с относительно небольшой скоростью. При-
мерно до 870 К он не лимитируется ско-
ростью диффузии. В результате при низких
температурах зерна магнетита окисляются
более или менее равномерно по всему объему
окатыша, но уже при небольших степенях
окисления магнетита скорость процесса при
температуре ниже 870 К резко падает.
Анализ шлифов окатышей при нагреве по-
казал, что при низких температурах гематит
в форме Fe2O3 (маггемит) развивается по
поверхности магнетитовых зерен, плоско-
стям спайности и дефектам кристаллов, обра-
зуя плотный покровный слой, слабопрони-
цаемый для атомов кислорода. При 820 К
y-Fe2O3 переходит в a-Fe2O3. Этот переход
связан с-образованием микротрещин и дефек-
тов в кристаллической решетке. Разрушение
покровной тонкой пленки y-Fe2O3 на поверх-
ности зерен магнетита заметно интенсифици-
рует скорость окисления отдельных зерен.
Поэтому при 870—1270 К на видимую ско-
рость реакции все большее влияние начинает
оказывать скорость диффузии кислорода
в пространстве пор окатышей. При этом окис-
ление идет уже не по всему объему окатыша,
а в пределах шаровой зоны конечной тол-
щины, перемещающейся от периферии к цен-
тру. С увеличением температуры зона окисле-
ния в окатыше уменьшается. При увеличении
температуры свыше 1270—1370 К (в зависи-
мости от содержания железа в концентрате и
220
состава пустой породы) реакционная зона
в окатыше сужается настолько, что стано-
вится соизмеримой с размерами отдельных
зерен, н окатыш, по существу, можно рас-
сматривать как состоящий из двух зон:
периферийной гематитовой оболочки н цен-
трального магнетитового ядра (рис, V.33).
Процесс окисления при высоких темпера-
турах заключается в перемещении границы
раздела фаз от периферии к центру окатыша.
Такая картина окисления характерна для
диффузионного режима реагирования, когда
k » D. Для разных диапазонов температур,
характеризующихся разными режимами окис-
ления [в зависимости от соотношения величин
k и D в формуле (V.33)] предложены разные
формулы для расчета степени окисления
окатышей в зависимости от нх физико-хими-
ческих свойств и условий обжига.
Для унификации расчетных соотношений
введено понятие об эквивалентной величине
коэффициента диффузии кислорода в окаты-
шах и предложено прн разных температурах
описывать кинетику окисления единой фор-
мулой
П = 3/2[1~(1—Т)71] —(V.34)
где к) — безразмерная продолжительность
окисления; ¥ — степень окисления окатышей,
определяемая по содержанию закиси железа.
П = 3prL>3C0T/ppgOFeO/?2;
¥ = 1 — FeOT/FeO0,
где рг = 1,429 — плотность кислорода при
нормальных условиях, кг/м3; Рэ — эквива-
лентная величина коэффициента диффузии,
м2/с; Со — концентрация кислорода в газе,
доли ед.; т — продолжительность окисления,
с; р = 1/9 — стехиометрический коэффициент
реакции; р — плотность окатышей, кг/м3;
£орео — содержание закиси железа в шнхте
окатышей, доли ед.; R — радиус окатыша, м;
FeO0, FeOT - содержание закиси железа
соответственно в начальный момент и в мо-
мент т.
Экстремальный характер кривой Р3 (Т)
(рис. V.34) обусловлен спеканием при высо-
ких температурах, а также образованием
шлаковых связок, снижающих пористость
окатышей.
При обжиге окатышей в промышленных
агрегатах нх температура, а также содержа-
ние кислорода в газовой фазе являются пере-
менными величинами. Это обстоятельство
значительно усложняет расчет степени окис-
ления окатышей. Приближенный метод рас-
чета температурных полей и степени окисле-
ния окатышей при обжиге на конвейерных
машинах изложен в работе [85]. Строгий
метод расчета требует совместного решения
дифференциальных уравнений тепло- и массо-
обмена с применением ЭВМ.
Структура обожженных окатышей,
в значительной мере зависящая от режима их
обжига, может быть представлена тремя
характерными типами, различающимися по
степени спекания и рекристаллизации отдель-
ных рудных зерен и развитию шлаковой
связки.
Характеристика структуры окатышей разного
типа
Общая пористость, %
Содержание зерен гема-
тита крупностью более
0.02 мм, %:
в периферической час-
ти ...................
в ядре ..............
Выход мелочи (—3 мм)
при восстановлении, %
Тип
27,5
структуры
II
26,5
Ш
25,5
14
64
20
66
35
90
31,4
21
14,7
Нанлучшими металлургическими свой-
ствами обладают достаточно полно окислен-
ные окатыши (конечное содержание закиси
железа до 1—2 %) с комфорно сочлененными
зернами гематита, частично сцементирован-
ными шлаковой связкой (окатыши III типа).
Такие окатыши в производственных условиях
получают, если окисление проводится прн тем-
пературе ниже температуры размягчения ших-
товых материалов (примерно прн 1270—1420 К
в зависимости от содержания железа в кон-
центрате н состава пустой породы). После
окисления окатыши нагревают до 1570—
’620 К, при этом происходит спекание и
рекристаллизация зерен гематита и частичное
размягчение шихтовых материалов с образо-
ванием шлаковой связки.
Разложение карбонатов
при обжиге офлюсованных окатышей
определяется разностью между упругостью
диссоциации и парциальным давлением угле-
кислоты в газовом потоке и константой ско-
рости реакции. Обычно в газовом потоке
содержание СО2 составляет 10—12%. При
этом условии термодинамическая температура
начала разложения известняка равна при-
мерно 1053 К. Наибольшая скорость разло-
жения известняка наблюдается примерно
при 1173 К, когда упругость диссоциации
достигает значения, равного атмосферному
давлению. Поэтому в практике обжига ско-
рость разложения карбонатов определяется
'олько скоростью теплоподвода к окатышам.
Как правило, при обжиге офлюсованных ока-
~ышей наблюдается практически полное раз-
ложение известняка и доломита.
Десульфуризация окаты-
— е й из сернистых концентратов при обжиге
гбычно составляет в отсутствие флюсов 90—
/2 %, а при обжиге офлюсованных окатышей
= промышленных условиях уменьшается до
"0—80 %. В железорудных концентратах сера
представлена главным образом в виде пирита
.-eS; и пирротина FeS. На начальном этапе
Хжига в окислительной атмосфере удаление
:еры осуществляется благодаря диссоциации
.“eSj до FeS (прн температурах выше 570—
~0 К) и окислению пирротина с образованием
’ем г тит а и сернистого ангидрида. При нали-
лжг в окатышах свободной окиси кальция,
образовавшейся при разложении известняка,
дары элементарной серы и сернистый ангид-
Рис, V.34. Зависимость эквивалентного коэффи-
циента диффузии D кислорода в окатышах от
температуры;
} — окатыши из концентрата КМА; 2 — 4 — ока-
тыши из концентрата ССГО^а
рнд активно взаимодействуют в окислитель-
ной среде с окисью кальция с образованием
трудноразложнмого сульфата кальция. Для
разложения сульфата кальция требуется
сравнительно высокая выдержка (5—7 мин)
прн температуре выше 1520 К, что для усло-
вий конвейерных машин представляет извест-
ные трудности.
Благоприятное влияние на десульфуриза-
цию офлюсованных окатышей оказывает за-
мена известняка доломитом, так как сульфат
магния начинает диссоциировать при более
низкой температуре, чем сульфат кальция.
Прн удалении сульфатной серы состав газо-
вой фазы существенной роли не играет. Боль-
шое влияние на десульфуризацию окатышей
оказывает крупность известняка и окатышей.
Наилучшие условия для удаления серы созда-
ются, когда известняк представлен частич-
ками крупностью 0,05—0,04 мм. При умень-
шении размера окатышей с 16 до 10 мм степень
десульфуризации возрастает на 20—25%.
Размер окатышей оказывает боль-
шое влияние на технологию обжига и качество
обожженных окатышей. Например, продол-
жительность окисления окатышей в диффу-
зионном режиме прямо пропорциональна
квадрату их диаметра. С уменьшением круп-
ности окатышей возрастает также их проч-
ность при восстановлении (рис. V.35).
Охлаждение окатышей явля-
ется заключительной операцией их термо-
упрочняющего обжига. При обжиге окатышей
в шахтных печах и на конвейерных машинах
окатышн охлаждают, как правило, в этих же
221
Рис. V.35. Влияние крупности окатышей ССГОКа
на их прочность при восстановлении:
/ — по данным промышленных испытаний на
фабрике окомкования; 2 — по лабораторным опы-
там; v — выход мелочи (—3 мм) при восстанов-
лении; d — диаметр окатышей
агрегатах. При обжиге во вращающихся
печах применяют отдельные охладители,
чаще всего кольцевого типа. На конвейерных
машинах площадь зоны охлаждения должна
составлять не менее 40 % общей площади.
Температура окатышей на сходе с конвейер-
ной машины практически однозначно опре-
деляется удельным расходом воздуха на
охлаждение, поскольку теплообмен в слое
окатышей близок к завершенному [85J.
Действительный расход воздуха на охлажде-
ние меньше подаваемого вентиляторами на
величину вредных утечек. Зависимость тем-
пературы окатышей на сходе с обжиговой
машины от удельного расхода воздуха харак-
теризуется следующими данными:
Удельный расход возду-
ха, м3/т.............
Температура окатышей
на разгрузке, К. . . . .
Удельный расход возду-
ха, м3/т.............
Температура окатышей
на разгрузке, К . . . .
1000 1500
770—870 620—670
2000 2200
420—470 370—400
При транспортировании окатышей жаро-
прочными резиновыми конвейерами их темпе-
ратура не должна превышать 370—400 К.
Расход тепла топлива на
обжиг —один из наиболее важных факторов,
определяющих экономику производства ока-
тышей. Он зависит от типа железорудного
сырья, но, главным образом, определяется
технологическими условиями процесса.
Наименьший расход тепла (500—630 МДж/т)
получен в шахтных печах, где реализуется
наиболее экономичная противоточная схема
теплообмена. При обжиге окатышей на комби-
нированных установках решетка—печь рас-
ход тепла топлива составляет 630—840 МДж/т
при обжиге неофлюсованных и 960—1000
МДж/т прн обжиге офлюсованных окатышей.
На конвейерных машинах расход тепла топ-
лива определяется степенью рециркуляции
тепловых потоков. Улучшением тепловой
работы обжиговых машин расход тепла
топлива может быть снижен с 1050—1680
до 630—840 МДж/т.
§ 2. Технология и оборудование
для производства обожженных
окатышей
Процесс получения обожженных окатышей
в промышленных масштабах состоит из трех
основных стадий: подготовки компонентов
шихты для окомкования, получения сырых
окатышей и их упрочняющего обжига
(рис. V.36).
В качестве исходных материалов на фаб-
рику окомкования могут поступать концен-
трат, мелкая руда, известняк, связующие
добавки, вода, твердое, жидкое и газообраз-
ное топливо.
Предварительная подго-
товка материалов к окомкованию
состоит в усреднении концентрата, измельче-
нии флюсующих и связующих добавок (бенто-
нита, известняка и т. п.), а прн неблаго-
приятном гранулометрическом составе и в до-
измельчении концентрата или руды.
Применяются две схемы подготовки кон-
центрата к окомкованию: с усреднением
в пульпе (рис. V.37) и в штабеле (рис. V.38).
Рис. V.36. Технологическая схема производств а
окатышей с упрочняющим обжигом
222
Рис. V.37. Схема подготовки концентрата для
окомковании с усреднением в пульпе и доизмель-
чеинем:
I — сгуститель; 2 — насос; 3 — чан с мешалкой;
4 — фильтр; 5 -- бункер; 6 — ленточный пита-
тель; 7 — шаровая мельница; 8 — гидроциклои;
сплошная линия — готовый по крупности про-
дукт; пунктирная — продукт, требующий до-
нзмельчеиия
На зарубежных фабриках окомкования
известняк и бентонит просушивают и измель-
чают в отдельных агрегатах. Для отечествен-
ных фабрик окомкования характерно совме-
щение этих операций с использованием шаро-
вых мельниц сухого измельчения, работаю-
щих в замкнутом цикле с воздушным сепара-
тором (рис. V.39).
Дозирование компонентов
шихты является следующей операцией
при подготовке к окомкованию, В отличие от
агломерации, где в основном осуществляется
объемное дозирование, при окомковании при-
меняется только дозирование по массе, при-
чем автоматизации и точности дозирования
уделяется большое внимание.
Смешивание перед окомко-
ванием, необходимое для усреднения по
физическим свойствам и химическому составу
Рис. V.38. Схема подготовки концентрата с усред-
нением в штабеле:
_• — фильтр; 2 — челпоковый распределитель;
? — грейферный кран; 4 роторный экскаватор;
5 — бункер; 6 — тарельчатый или ленточный
.“итатель
шихты, осуществляется в шнековых, ротор-
ных и барабанных смесителях. Смешивание
в одну стадию в шнековом или ротор ном
смесителе целесообразно применять при про-
изводстве неофлюсованных окатышей. При
производстве офлюсованных окатышей к ка-
честву смешивания предъявляются более
высокие требования и поэтому целесообразно
применять смешивание в две илн даже три
стадии.
Окомкование в промышленных
условиях производится в барабанных и та-
рельчатых (чашевых) окомкователях, техно-
логические показатели работы которых весьма
близки. Барабанные окомкователи (рис. V.40)
работают в замкнутом цикле с грохотом и
обладают рядом эксплуатационных преиму-
ществ перед тарельчатыми (рис. V.41), кото-
рые, однако, имеют меньшую массу и стои-
мость. При точном соблюдении режима
окомкования и отсутствии колебаний в со-
ставе и влажности шихты тарельчатые окомко-
ватели могут работать без замкнутого цикла
и выдают равномерный по крупности продукт.
В связи с тем что точное соблюдение всех
параметров при работе большого числа та-
рельчатых окомкователей в промышленных
условиях затруднено, иногда устанавливают
систему конвейеров, позволяющих замкнуть
цикл окомкования на бункер шихты со сбро-
сом туда всей массы материала с окомковате-
лей, вышедших из режима, или замыкают
тарельчатый окомкователь на контрольный
грохот, аналогично барабанному окомкова-
телю (II очередь фабрики СевГОКа, фабрика
«Маркона» в Перу и Др-).
Рис, V.39. Схема подготовки известняка на оком-
ковательной фабрике Северного ГОКа:
I — топочный агрегат; 2 — приемный патрубок
мельницы; 3 — питатель тарельчатый; 4 — бун-
кер дробленого известняка; 5 — возвратная пиев-
могруба; 6 — сепаратор; 7 —бункер известняка;
8 — внбропитатели; у — дробилки молотковые;
10 — циклоны; 11 — бункера молотого извест-
няка; 12 — гравийный фильтр; 13 — шиберы;
14 — вентиляторы; 15 — клапаны-мигалки; 16 —
шаровая мельниц-.;
Барабанный окомкователь обеспечивает бо-
лее стабильную работу в связи со значитель-
ной емкостью системы и наличием циркули-
рующей нагрузки. Его труднее вывести из
режима при незначительных колебаниях
состава шихты и ее влажности, неизбежных
промышленных условиях. Обязательное гро-
хочение гарантирует отсутствие мелочи в го-
товом продукте, поступающем на обжиг.
Кроме того, отмечается возможность повыше-
ния оптимальной влажности окомкования
в барабанном окомкователе и его хорошая
работа без доувлажнения материала.
Подбор и регулирование параметров ра-
боты обоих типов окомкователей (изменяя
угол наклона, частоту вращения, исходную
шихтовую нагрузку) производят в каждом
конкретном случае во время испытаний или
при регулировании работы фабрики в зависи-
мости от свойств шихты и требуемой круп-
ности окатышей.
Укладка сырых окатышей на
обжиговую машину — весьма важный про-
цесс, который должен обеспечивать отсев
мелочи, образовавшейся при транспортирова-
нии сырых окатышей, и их равномерное
распределение по ширине колосникового
поля. Для этой цели используют роликовые
грохоты-укладчики в комплекте с ленточными
питателями (рис. V.42) или ленточными ра-
диально-качающимися укладчиками.
Обжиг окатышей в промышлен-
ных условиях производится в агрегатах трех
типов: конвейерных обжиговых машинах,
комбинированных установках конвейерная
224
решетка — трубчатая печь (РТП) и в шахт-
ных печах. В мировом производстве примерно
52 % окатышей получают на конвейерных
машинах, 34 % на установках РТП, 13 %
в шахтиых печах н только около 1 % окаты-
шей обжигается на других агрегатах. Из-
вестны также способы безобжигового упроч-
нения окатышей.
Во время термического упрочнения ока-
тыши последовательно проходят стадии (зоны)
сушки, подогрева, обжига, рекуперации и
охлаждения. Прн использовании в качестве
обжиговых устройств шахтных печей и кон-
вейерных машин все эти операции последова-
тельно совершаются в одном агрегате.
Выбор способа обжига, кроме свойств ока-
тышей, во многом определяется мощностью
предприятия, экономическими соображе-
ниями и степенью освоенности каждого
процесса.
При обжиге окатышей на конвейерных
машинах, как правило, используется по-
стель — циркулирующий продукт из обож-
женных окатышей, которая не только пре-
дохраняет борта и колосники обжиговых
тележек от действия высоких температур, но
и выполняет роль регенератора при охлажде-
нии окатышей, исключающего термический
удар и растрескивание их, так как воздух,
пройдя через слой постели в первой стадии
охлаждения, предварительно нагревается.
Слой бортовой постели препятствует чрез-
мерному прососу теплоносителя у бортов
обжиговых тележек и обеспечивает равно-
мерный обжиг окатышей по всей ширине
машины.
Типичное распределение температур тепло-
носителя в слое окатышей при окислительном
обжиге показано на рис. V.43. При сохране-
нии характера кривых в зависимости от вида
материалов, крупности окатышей и т. п.
может меняться общая продолжительность
процесса, максимальные температуры по
отдельным зонам и время выдержки при этих
температурах.
Рис. V.40. Барабанный окоиконатель:
/ — загрузочный конвейер; 2 — оком ковател ь;
3 - грохот для отделения мелочи; -? — система
конвейеров для возврата мелочи в оком кователь:
5 — конвейер для транспортировки окатышей на
обжиг; 6 — скребковое устройство или вращаю-
щаяся фреза для очистки гарнисажа
мых зонах машины, температуры отходящих
газов по вакуум-камерам, температуры и
расхода теплоносителя в зоне сушки окаты-
шей и т. д. Обязательными являются также
опробование и контроль качества исходных
продуктов, сырых и обожженных окатышей
Термообработка окатышей на конвейерных
машинах обычно проводится при скорости
фильтрации (приведенной к нормальным
условиям) теплоносителя в зоне сушки 0,9—
1,3 м/с, в зоне подогрева 0,6—0,8 м/с, в зоне
обжига п рекуперации 0,6—0,7 м/с, в зоне
охлаждения 1,3—1,4 м/с.
Особое внимание уделяется автоматиза-
ции и контролю процесса обжига. Например,
автоматическое регулирование на отечествен-
ных фабриках окомкования предусматривает
стабилизацию режимов работы горнов по
зонам, высоты слоя окатышей и скорости
движения обжиговых тележек, поддержание
на заданном уровне разрежений в зонах
горна и вакуум-камерах, расхода топлива и
соотношения воздух — топливо в отапливае-
Рнс. V.41. Тарельчатый окомкователь:
— борт окомкователя; 2 установка очист-
г- го устройства; 3 — электропривод okomkob.i-
телч: 4. 5 — соответственно рычаг к упоры конеч-
ного выключателя механизма управления углом
клона окомкователя; 6 — привод дистанцион-
н:.;о управления углом наклона окомкователя;
— опора
8 Заказ 34
225
Рис. V.42. Узел загрузки сырых окатышей на
обжиговую машину:
1 — сырые окатыши на роликовом укладчике;
2 -- сырые окатыши на обжиговой машине;
3 — датчик высоты слоя окатышей на обжиговой
машине; 4 -- патрубки для выпуска бортовой
постели
Рис. V.43. Распределение температур Т теплоноси-
тели в слое окатышей по зонам обжиговой кон-
вейерной машины:
1 — температура окатышей (цифры у кривы.'. —
глубина слоя); 2 - температура газов на входе
в слой; 3 — температура отходящих газов; т —
продолжительность термической обработки зоны
сушки в восходящем потоке (/), сушки в нисходя-
щем потоке (//). подогрева {!!!}. обжига (/V),
рекуперации (V) и охлаждения в восходящем
потоке (V/)
Контролируют, как правило, грануло-
метрический состав, влажность, удельну??-
поверхность, химический состав (по основ-
ным элементам) исходных материалов.
Сырые окатыши опробуют на грану-
лометрический состав, рассевая па узкие
классы (например -J-16; — 16-J-9; — 9-^5:
—!>Ч-0 мм), на прочность раздавливанием
(путем деформации окатышей до предела
прочности на измерительном приборе, причем
за истинный показатель прочности прини-
мают среднее значение), на прочность при
сбрасывании, характеризующую пластич-
ность окатышей и определяемую как среднее
число сбрасываний партии из 10 окатышей
с определенной высоты (30 или 50 ем) до их
растрескивания и разрушения.
226
Обожженные окатыши, помимо грануло-
метрического состава и прочности на сжатие,
испытывают на механическую прочность при
истирании и ударе в стандартном барабане
(по ГОСТ 15137— 77) с последующим опреде-
лением содержания классов -L5 и —0,5 мм.
Определяют также разрушаемость окатышей
во время восстановления генераторным газом
во вращающемся барабане с полками, нагре-
ваемом до 1073 К в течение 3 ч (в соответ-
ствии с ГОСТ 19575—74).
При плавке окатышей в доменной печи
в ряде случаев наблюдалось их разбухание,
разрушение и изменение прочности в процессе
восстановления и после его завершения.
Разбухание окатышей при восстановлении
не должно превышать 15—20 % (по увеличе-
нию объема). Однако, например, окатыши из
некоторых высококачественных концентратов
(с содержанием до 2—4 % Кремнезема) в про-
цессе восстановления разбухают, увеличи-
ваясь в объеме до 40 %, и разрушаются. На
разбухаемость и прочность окатышей суще-
ственно влияет содержание различных компо-
нентов в шихте окатышей. Необходимость
ограничения разбухании окатышей обуслов-
ливает требования к глубине обогащения кон-
центрата для окомкования.
Для получения окатышей с оптимальным
структурным строением (см. табл. V.14),
прочных при нагреве и восстановлении, необ-
ходимо вести процесс обжига в оптимальном
температурно-временном режиме, определяе-
мом составом шихты окатышей и свойствами
ее компонентов и подбираемом опытным
путем.
Требования к качеству железорудных
окатышей для доменного производства
Выход класса +5 мм при ис-
пытании в барабане (прочность
на удар), % ...............
Выход класса —0,5 мм (проч-
ность на истирание), % . . .
Сопротивление сжатию, Н
Содержание мелочи (-—5 мм), %
Содержание класса —18+ 10 мм,
Выход класса —0,5 мм при вос-
становлении, %........... .
Выход класса +5 мм при вос-
становлении, %...............
Допустимые колебания содер-
жания желоза в окатышах, %
Допустимые колебания основ-
кэстп окатышей...............
>95
<3
>2000—
3000
>95
<5
>80
^+0,25
^+0,025
Грохочение окатышей пос л.е
обжига для выделения некондиционного
по крупности продукта и постели — послед-
няя технологическая операция при произ-
водстве окатышей (см. рис. V.36). Неконди-
ционный по крупности продукт (возврат или
отсев крупностью —5 мм) можно использо-
вать (после измельчения) в качестве оборот-
ного продукта или в качестве товарного про-
дукта для спекания на агломерационных
фабриках. Выб ор способа его использоваии
определяется технико-экономическими сооб-
ражениями.
§ 3. Схемы производства окатышей
Выбор схемы производства окатышей зависит
от применяемого оборудования и веществен-
ного состава концентрата.
Схему с барабанными оком-
коватеяями и конвейерными
машинами для производства окатышей
из магнетитового концентрата применяют,
например, на фабрике окомкования Михай-
ловского горно-обогатительного комбината
(рнс. V.44), где установлены две обжиговые
машины площадью 520 м'2. Годовая произво-
дительность фабрики 6,2 млн. т офлюсован-
ных железорудных окатышей основностью
до 0,6. Обжиговая машина ОК-520 (рис. V.45)
представляет собой крупнейший тепловой
агрегат конвейерного типа, при конструиро-
вании которого учтены последние достижения
современной отечественной и зарубежной
техники в области производства окатышей.
Аналогичная схема применена па фабрике
окомкования Соколовско-Сарбайского ГОКа
(ССГОК) первой в СССР, где установлено
12 машин площадью 108 м2, и на других
фабриках. Производительность фабрики
ССГОКа 8,4 млн. т в год офлюсованных^окаты-
шей с основностью 0,85, На фабрике перера-
батывают концентрат из скарновых магнети-
товых руд с содержанием серы 0,38—0,4 %.
За рубежом по схеме с барабанными окомко-
вателями и конвейерными машинами работает
около 38 % всех фабрик окомкования.
Схема с тарельчатыми окомковатслями и
конвейерными машинами применяется на
фабрике окомкования Северного горно-обога-
тительного комбината (СевГОКа) (рис. V.46).
Полезная площадь установленных конвейер-
ных машин 306, 278 и 552 м2. Производитель-
ность фабрики 12,28 млн. т железорудных
окатышей в год. По аналогичной схеме рабо-
тает фабрика окомкования Лебединского
ГОКа. За рубежом по схеме с тарельчатыми
окомкователями и конвейерными машинами
работают примерно 14 % фабрик, производя-
щих железорудные окатыши.
+ По такой же схеме работает фабрика оком-
коваиия комбината «Печенгапикель» в СССР,
где получают обожженные окатыши из флота-
ционного медно-никелевого концентрата,
содержащего 10—15 % серы.
Схема с комбинированной
установкой решетка — трубчатая печь
(РТП) наиболее распространена в США и
Канаде. По этой схеме работают примерно
30 % фабрик окомкования в мире. В СССР
такая схема применяется на фабрике окомко-
вания Полтавского ГОКа. Комбинированные
установки работают как с барабанными, так и
с чашевыми окомкователями. В качестве
примера на рис. V.47 представлена схема
установки РТП фабрики «Гумбольдт» (США).
Обжиг окатышей в шахтных
печах — одна из первых технологий про-
227
8*
zs 23 гэ
Рис. V.44. Схема цег;и аппаратов окомковате.пьной фабрики Михайловского ГОКа:
1 — вагоноопрокидыватель; 2 — склад известняка; 3 — склад бентонита; 4 молотковые дробилки;
5 -- сушка бентонита; 6 — ленточные питатели; 7 — бункера; -- питатель; 9 — весоизмерлтель:
10 — шаровая мельница; 11 - цементная мельница; 12 палевые циклоны; 13 — аспираторы;
14 — бункера концентрата; 10 — система пневмотранспорта; 76 — конвейер винтовой; 17 •- сме-
ситель шнековый; 13 — окомкователь барабанный; 19 — возврат окатышей; 20 — пластинчатый
питатель; 21 — бункер постели; 22 - обжиговая машина ОК-5'20; 23 - газоочиститель; 24 —
дымососы; 25, 27 - грохоты сямобалансовые; 26 — вибронятатель; 24 отсев мелочи; 29 -- гото-
вые окатыши; 30 — склад окатышей
Природной г;и
Рис. V.45. Схема обжиговой машины OK-S20 Михайловского ГОКа:
1 — зона сушки с продувом; 2's- зона сушки с прососом теплоносителя; 3 — зона подогрева;
4 - зона обжига; 5 — зона рекуперации; 6,7 — зоны охлаждения с продувом; 8 — зона охлажде-
ния с прососом воздуха; 9 — бункер-выравниватель температуры; 10 — газоочиститель; 11 —
бортовое уплотнение; Д1Д10 — тяго-дутьевые установки
228
Рис. V. 4 6. Отделение окомкования фабрики Се*
верного ГОКа:
’ — бункер шихты; 2 -- массовый питатель: 3 —
тарельчатый окомкователь; 4 — загрузочный кон-
вейер шихты; 5 — сборный конвейер мелочи;
fi — плужок; 7 — реверсивный конвейер; 3 -
сборный конвейер; 9 — реверсивный конвейер
для загрузки бункера; 10 — конвейер для тран-
спортирования мелочи с укладчика; 11 — кон -
вейер для транспортирования сырых окатышей на
обжиговую машину
Рис. V.47. Схема цепи аппаратов на фабрике
<Гумбольдт»:
1 — бункер для концентрата; 2 - - бункер для
бентонита и известняка; 3 — питатели; 4 — весы;
5 — бойлер; б — смеситель; 7 барабанный
окомкователь; 3 — контрольный грохот- 9 —
колосниковая решетка; 10 - конвейер; 1! —
желоб; 12 — элеватор для мелочи и пыли; 13 —
насос; 14 — зумпф; 15 — классификатор; 13 —
шаровая мельница; 17 — циклоны; 18 - вен-
тилятор для охлаждения; 19 — охладитель;
20 — вентилятор охладителя; 21 - камера горе-
ния; 22 - горелка; 23 — вращающаяся печь;
24 — грохот-питатель;
изводства окатышей. Основное количество
фабрик с этой технологией работает в США, по
одной фабрике в Канаде, Швеции и на о. Тас-
мания. Из общего количества зарубежных
фабрик фабрики с шахтными печами состав-
ляют примерно 16 %. На рис. V.48 представ-
лена схема фабрики «Эри майнинг» (США)
производительностью 10,5 млн. т/год. Огра-
ниченное распространение шахтных печей
вызвано тем, что не удалось создать печи
большой единичной мощности из-за неравно-
мерного распределения в них газового потока
по сечению.
В табл. V. 15 приведены основные технико-
экономические показатели работы окомкова-
тельных фабрик СССР за 1980 год.
Помимо основных схем производства окаты-
шей, приведенных выше, в разных странах
запатентовано много других, представляющих
интерес с точки зрения совершенствования
обжигового оборудования. Например, разра-
229
Таблица V.15
Технико-экономические показатели работы окомковательных фабрик СССР за 1980 г.
Показатели Окомковательпые фабрики горно-обогатительных комбинатов
Соколов - СКО' Сарбай- ского Централь' ного Качка- нарского Север- ного Лебедии- ско г о Михай - ловского Полтав- ского
Производство ока- тышей, тыс, т 8516 5167,1 3078,9 12280,1 8610,7 6025,3 7215,1
Удельная произво- дительность обжи- говых машин, т/(м2-ч) 0,829 0,924 0,89 0,803 0,936 0,779 —
Коэффициент ис- пол ьзова н ия обо- рудования, % Расход сырых ма- териалов, кг/т: 0,911 0,906 0,904 0,880 0,904 0,89 0,910
концентрата 1097 1043,8 1056,8 1087,2 1102,9 1095,0 1129,3
известняка 50,9 118,5 78,3 94,0 — 103,0 60,0
бентонита 8,1 20,8 11,4 10,5 15,1 7,5 19,5
Прочность сырых окатышей, Н Расход по переде- лу: 10 10 16,6 11 10 14 14
электроэнергии, кВт-ч/т 59,6 66,9 72,5 62,5 70,9 60,8 36,7
природного газа, м8/т 37,9 51,8 46,4 23,8 24,9 23 25,9
тепла, ГДж/т 1,32 1,8 1,61 0,83 0,87 0,8 0.9
воды техниче- ской, м3/т 3,1 8,3 6,8 5,7 6,64 10,0 4,9
колосников, кг/т Характеристика готовой продук- ции: 0,081 0,355 0,120 0,027 0,047 0,058 0,010 8
содержание же- леза, % 63,21 60,01 58,68 59,81 65,54 59,14 60.06
ОСНОВНОСТЬ 0,85 0,52 1,25 0,54 -—5 0,49 0,5
крупность ока- тышей, мм Прочность 16 20 20 16 16 18 16
на сжатие, кН 2,28 1,71 1.71 2,16 2,29 3,06 2,75
на дробимость (по классу +5 мм), % 92,6 82,3 89,7 92,0 93,4 93,2 98,2
на истирание (по классу —0,5 мм), % 5,92 13,2 7,3 7,3 6,5 5,5 1.0
Содержание мело- чи (класса —5 мм), % 2,31 6,3 3,23 5,21 2,5 5,78 2,8
Температура на разгрузке с обжи- говой машины, К 620 770—870 370 370 420 400 390
230
Рис. V.4®. Схема цепи аппаратов одной секции
фабрики окомкования «Эри майнинг» (США):
— сгуститель; 2 — вакуум-фильтр; 3 — ро-
-:-?ный смеситель; 4 — барабанный окомкова-
-*~.ъ диаметром 2,7 м; а — укладчик; 6 — шахт-
fin ~ечь; 7 — приемник обожженных окатышей;
а 11 — грохоты; 9— элеватор; 10 — бункер
— мельница; 13 — гидроциклон; 14 ~ сгусти-
тель; 7а — зумпф; 16 — насос
Астаны обжиговые машины кольцевого типа,
дозволяющие увеличить использование пло-
ттзти решетки до 85 %, увеличить мощность
ехиничного агрегата и снизить расход электро-
энергии и топлива. Фирмой «Мак-Ки» (США)
разработан технический проект кольцевой
машины диаметром 70; м для производства
5 млн. т/год окатышей из магнетитовых
хсЕцентратов. Проект кольцевой машины и
ее испытания в опытно-промышленном мас-
хгтэбе выполнены в СССР. В СССР предложен
жже обжиг окатышей в псевдоожиженном
ззсе. на наклонной плоскости и др,
$ 4- Офлюсованные окатыши
Бы конечной продукции фабрик окомкова-
необходимо выбирать с учетом особен-
кстеи металлургического передела, наличия
месторождений флюсовых известняков и их
у-гдленчости от фабрик.
Бсльшая часть зарубежных фабрик окомко-
мзяя производит неофлюсованные окатыши.
Ли условий США это объясняется тем, что
йаЕсвки находятся в основном в районе
Вехиких Озер, где отсутствуют месторожде-
ния флюсовых известняков. Двойная пере-
возка флюса в сочетании с необходимостью
создания полугодовых запасов его на фабри-
ках (из-за отсутствия навигации в зимнее
время), по-видимому, нецелесообразна. Сле-
дует также учесть, что процесс обжига офлю-
сованных окатышей требует большой точ-
ности, а организация дополнительных опера-
ций (складирования, усреднения, тонкого
измельчения, шихтовки и смешивания из-
вестняка) существенно усложняет схему фаб-
рики и увеличивает капитальные затраты.
Вместе с тем многочисленные исследования,
проведенные в СССР, США, Англии, ФРГ,
Японии, Швеции и других странах, указы-
вают на преимущества применения офлюсо-
ванных окатышей в доменном переделе.
Прочность офлюсованных окатышей зависит
от количества и вида добавляемых флюсов.
Максимальная прочность обожженных окаты-
шей, полученных из магнетитовой руды с со-
держанием железа 65 % и кремнезема 8%,
Рис. V.49. Влияние основности CaO/SiOt на проч-
ностные характеристики окатышей из концентра-
тов с различным содержанием железа:
1 — 70 %; 2 — 68 %; 3-65 %
231
наблюдалась при добавке 5 % флюсов, мини-
мальная — при 20 %. Прочность лоломитизи-
рованных окатышей всегда несколько выше,
чем прочность окатышей, содержащих из-
весть. По данным исследований Механобра,
зависимость прочностных свойств офлюсо-
ванных окатышей)при одинаковой продолжи-
тельности обжига экстремально зависит от их
основности (рис. V.49). Оптимальная основ-
ность окатышей находится в пределах 0,4—
0,6 вне зависимости от содержания железа
в концентрате. Улучшение качества окатышей
при основности выше 0,6 может быть достиг-
нуто в результате увеличения продолжитель-
ности обжига, т. е. снижения удельной
производительности.
По данным исследований австралийской
фирмы «Броки Хилл», проведенных с магне-
титовыми концентратами, полученными после
обжигмагнитного обогащения бедных гемати-
товых руд и содержащими 65 % железа,
9,0 % SiOa, 0,6 % AlgQg, добавки извести,
известняка и бентонита повышают сопротив-
ление окатышей растрескиванию в процессе
сушки, но несколько снижают прочность
сырых окатышей. Добавка I % извести повы-
шает прочность сухих окатышей и значи-
тельно ускоряет их высушивание. Офлюсо-
ванные окатыши с добавкой 1 % извести
высушиваются значительно быстрее, чем пе-
офлюсоваиные, но требуют более длительного
обжига для завершения реакции разложения
известняка.
В СССР основное количество окатышей
выпускается частично офлюсованными (см.
табл. V.15).
§ 5. Металлизованные окатыши
Производство металл изова иных окатышей
связано главным образом с развитием внедо-
менного получения чугуна и стали, снижаю-
щего капитальные и эксплуатационные рас-
Рис. V.50. Схема установки «Мидрекс»
I — аппарат для конверсии газа; 2 — шахтная
печь; 3 — зона восстановления; 4 — зона охла-
ждения; 5 — охладитель и очиститель газа; S —
вентилятор
Численный
материал
ходы и улучшающего качество стали. Однако
по масштабам производства современные уста-
новки металлизации окатышей (прямого полу-
чения железа) еще ие могут сравниться с мощ-
ными доменными печами. По данным за
1981 г., в разных странах работало около
70 установок прямого получения железа,
общей мощностью около 20 млн. т в год.
Сырьем для установок прямого получения
железа чаще всего служат обожженные ока-
тыши. Для последующей выплавки стали из
обожженных окатышей требуется, чтобы
в исходном концентрате отношение (SiO2
+ А13О3) : Fe было меньше 0,05 и содержание
фосфора меньше 0,05%.
Металлизация окатышей твердыми восста-
новителями (кокс, различные виды природ-
ных углей) осуществляется во вращающихся
печах (процесс SL/RN), восстановительным
газом (содержащим 85—95 % СО Н2)
в шахтных печах (процессы «Мидрекс».
«Пирофер», «Армко» и др.) и в ретортах
(процесс ХнЛ). Восстановительный газ чаще
всего получают конверсией природного газа.
В связи с ограниченными запасами природ-
ного газа интерес представляют ресурсы
попутного газа нефтедобычи. В Великобрита-
нии и ФРГ предполагается сооружение уста-
новок прямого получения железа на базе
месторождений природного газа в Северном
море. По-прежнему проявляется большой
интерес к использованию природного угля
или угля после предварительной газификации.
Наибольшее распространение в мире полу-
чил процесс прямого восстановления железа
«Мидрекс», с помощью которого в 1980 г.
получали примерно 43 % губчатого железа
в мире. В СССР строится Оскольский электро-
металлургический комбинат, где будут полу-
чать металлизованные окатыши по схеме
процесса «Мидрекс».
Современные тенденции развития устано-
вок «Мидрекс» (рис. V.50) заключаются в уве-
личении размеров шахтных печей. Их диаметр
достигает сейчас 5—5,5 м; а производитель-
ность одной печи 2485 т/сут при удельной
производительности 12 т/м3 сут и степени
металлизации окатышей 92—93 %. Расход
энергии на лучших установках «Мидрекс»
снижен до 10,68 ТДж на 1 т губчатого железа-
В СССР металлизованные окатыши в 1980 г.
получали в опытной шахтной печи па Бело-
рецком заводе и заводе «Запорожсталь», на
конвейерной опытной машине (НПО «Тула-
чермет») и на опытно-промышленной уста-
новке РТП (решетка — трубчатая печь).
Другим важным направлением в производ-
стве металлизованных окатышей является
получение частично восстановленного про-
дукта (со степенью металлизации 30—50 %)
для использования в современных доменных
печах. Расчеты, подтвержденные опытными
плавками в СССР, Канаде, США и Японии,
показали, что каждые 10 % металлизации
приводят к снижению расхода кокса на 4—
6 % и росту производительности доменных
печей на 5—7 %. Таким образом, при исполь-
зовании в доменной плавке окатышей со
степенью металлизации 40 % можно ожидать
232
снижения расхода кокса на 15—25 % и роста
производительности на 20—30 %.
Получение частично восстановленных ока-
тышей' осуществляют, совмещая в процессе
обжига восстановление и упрочнение, так как
разделение этих процессов экономически
невыгодно. В качестве восстановителя исполь-
зуют твердое топливо, вводимое в шихту
окатышей.
Расход тепла на обжиг рудо-флюсо-топливных
окатышей (без учета тепла газового потока)
МДж/т 0_.
окатышей л
Нагрев после сушки от 570
до 1520 К ................. 796,1 30,4
Разложение известняка 291,6 11,1
Восстановление окислов же-
леза ...................... 1542,6 58,5
Есего...................... 2630,3 100,0
Коксовую мелочь, вводимую в шихту ока-
тышей в качестве восстановителя, без ущерба
можно заменить менее дефицитным топливом
'антрацитовым штыбом, тощими углями, тор-
товым коксом и т. п.). Совмещение восста-
новления и упрочнения окатышей в одном
троцессе резко повышает затраты тепла на
:бжиг. Проблема получения частично восста-
новленных окатышей из рудно-топливных
т?ихт в настоящее время связана с разработ-
кой нового обжигового оборудования, так как
Существующее не обеспечивает достаточной
тхономичиости процесса.
$ 6. Безобжиговые методы
получения окатышей
Методы безобжигового окускования пре-
дусматривают введение в шихту окатышей
специальных вяжущих веществ, затвердеваю-
Е»л при естественных или умеренно повышен-
температурах. Наибольшее распростра-
нение получили добавки различных цементов
гидравлического твердения (портландцемент,
злакопортдандцемент, шлаковый цемент,
жзвестково-песчаные смеси, гашеная известь
I п.). Упрочнение окатышей с добавками
хемектов происходит благодаря реакции гид-
Дгтации с образованием гидросиликатов пере-
«нного состава типа /7?CaO-nSiO;>-/H2O Г39].
.ди получении безобжиговых окатышей тре-
буется высокая гомогенизация шихты. По-
компоненты смешивают обычно в стерж-
мельницах-смесителях или в валковых
г»-?:::телчх и бегунах. Сырые окатыши полу-
’.дхт обычно па тарельчатых окомкователях.
г. iiSHCHMOCTH от условий гидротермальной
:С:2бстк1! сырых окатышей применяют три
тзссоба безобжигового упрочнения их: низко*
температурное упрочнение при 288—293 К,
умеренное твердение при 350—380 К в атмо-
сфере со 100 %-вой или близкой к ней влаж-
кс*ью и автоклавное упрочнение в атмосфере
иеьслеиного пара при давлении 1—1,2 МПа
По второму способу окатыши после
трсдарки обычно подсушивают дымовыми
газами при 350—380 К-
В Швеции в 1970 г. был а" построен а промыш"
ленная фабрика по производству безобжиго-
вых окатышей путем низкотемпературного
упрочнения (способ «Грен кол д»), производи-
тельностью 1,6 млн. т/год. Серьезным недо-
статком этого способа является длительность
цикла упрочнения и необходимость строитель-
ства крытых отапливаемых складов-
Способ ускоренного твердения был осу-
ществлен в СССР на опытной фабрике Лиса-
ковского ГОКа [39]. На окомкование посту-
пает концентрат обжигмагнитного обогаще-
ния с портлавдцементным клинкером и
портландцементом. Опытные доменные плавки
полученных окатышей в печи объемом 706 м3
показали положительные результаты.
На основе использования способа автоклав-
ного упрочнения окатышей на Лисаковском
ГОКе по технологии, разработанной в Воро-
нежском университете, построена опытная
фабрика производительностью 160 тыс. т/год.
На окомкование поступает концентрат обжиг-
магнитного обогащения с лобавкой<8—17 %
высокоактивной извести. После смешивания
и механической активизации шихту направ-
ляют в реактор непрерывного действия для
гашения извести, затем она проходит через
дезинтегратор и окомковывается на тарельча-
том грануляторе. Сырые окатыши «запари-
вают» в автоклаве под давлением 1—1,2 МПа
в течение 5-8 ч. Обычная прочность окаты-
шей составляет— 300—500 Н [39]. Чем
больше кремнезема в концентрате, тем выше
прочность окатышей. При увеличении содер-
жания кремнезема с 8—9 до 14 % прочность
окатышей увеличивалась с300—500 до 1000 Н.
Автоклавированные окатыши обладают удов-
летворительной прочностью при восстанов-
лении и высокой восстановимостью. Метод
автоклавного упрочнения КОБО и Мичиган-
ского университета (США) отличается от
описанного выше тем, что в качестве связу-
ющего вещества используют известково-
песчаные смеси с катализирующими реакцию
гидратации добавками. При этом получают
окатыши прочностью до 1000—2000 Н.
В СССР на Медногорском медно-серном
комбинате получают автоклавированные бри-
кеты из сульфидной руды и медного концен-
трата с добавкой извести и трепела.
Из других, менее распространенных спосо-
бов безобжигового упрочнения следует отме-
тить методы, основанные на применении
железистых цементов, растворимого стекла,
а также известкования с последующей карбо-
низацией окатышей. Кроме того, используют
цементы органического происхождения на
основе неводных растворителей (смолы, пека,
сульфит-спиртовой барды и др-). В СССР
на Балхашском и Джезказганском гориО-
металлургических комбинатах получают без-
обжиговые окатыши из медных сульфидных
концентратов с использованием сульфит-
спиртовой барды, плотностью 1,14—1,2 г/см3,
в количестве около 1 % массы концентрата.
Упрочнение окатышей обеспечивается только
их тепловой сушкой при 320—340 К-
В ЦНИИолово и Механобре разработана
технология безобжигового окомкования
233
с тепловой сушкой окатышей из оловянных
(флотационного и гравитационного) концен-
тратов Солнечного ГОКа с использованием
гашеной извести (10 %) и сульфит-спиртовой
барды (7—8 %).
Общая положительная особенность рас-
смотренных процессов — отсутствие сложного
и дорогого передела, каким является высоко-
температурный упрочняющий обжиг. Недо-
статок -— отсутствие оборудования, сопоста-
вимого по производительности с обжиговыми
агрегатами. Широкого распространения без-
обжиговые методы окускования ие получили.
Их использование, по-видимому, будет целе-
сообразно для утилизации отходов металлур-
гических производств на установках неболь-
шой мощности [39].
Глава 3
Брикетирование руд
и концентратов
§ 1. Технология брикетирования
Брикетирование — процесс термомеханиче-
ской переработки мелких слабоструктурных
руд, концентратов и отходов производства
с целью получения из них брикетов — кусков
геометрически правильной единообразной
формы и постоянных размеров. Брикетирова-
ние находит применение для подготовки
сырья к процессам прямого получения же-
леза, к некоторым сталеплавильным и ферро-
сплавным процессам, для утилизации мелких
ферросплавов, расширения сырьевой базы
коксохимии, утилизации отходов черной и
цветной металлургии, подготовки некоторых
видов руд и концентратов цветных металлов
и Др.
Основными видами сырья для брикетирова-
ния являются: мелкие железные руды и кон-
центраты, сырье для производства ферро-
сплавов и мелкие ферросплавы, различные
отходы черной металлургии (окалина,
стружка, металлургические пыли, шлаки,
шламы и Др-), руды и концентраты цветной
металлургии-
По современной технологии брикетирование
может осуществляться с использоваииемдсвя-
зующих материалов и без них.
Брикетирование со связующими
Применяют несколько видов связующих ма-
териалов: сульфит-спиртовую барду (ССБ),
сульфитные щелоки (СЩ), жидкое стекло,
каменноугольную смолу, известь, различные
комбинированные связующие — смесь камен-
ноугольной смолы и гудрона, каменноуголь-
ного пека и ССБ (СЩ), извести и [кварцевых
материалов (трепел, кварц и др-), извести и
жидкого стекла и др.
Концентраты сульфит-спир-
товой барды получают из сульфитный
щелоков, являющихся отходами целлюлозио
бумажной промышленности, или как побоч-
ный продукт при переработке древесины на
сульфитную целлюлозу. Щелоки используют
для производства этилового спирта, при этом
получают вторичный отход —- сульфит-спир-
товую барду (ССБ), которая после частичного
или полного упариваиия(может быть исполь-
зована в качестве жидкого или твердого
связующего.
Физико-химические свойства концентратов
ССБ зависят от свойств перерабатываемой
древесины и технологии ее получения. В на-
стоящее время выпускают жидкие бардяные
концентраты (КБЖ) из сульфит-дрожжевой
бражки с содержанием сухих веществ до
55 % и твердые бардяные концентраты (КБТ)
с содержанием сухих веществ до 83 %.
Характеристика концентратов ССБ,
выпускаемых в СССР
КБТ КВЖ
Плотность, кг/м3 . , . 1400 1257—
1298
Содержание, %:
сухих веществ . . . 78—83 54—55
минеральных веществ 14—17 7—9
редуцирующих ве-
ществ .............. 8— 12 8—9
окиси кальция . . . 7,5—9 4—5
Влажность, % .... 17—22 45—46
Содержание серы (сред-
нее), %................... ~5 5,4
Выход летучих СЕК), % ~65 —70
К недостаткам ССБ относится то, что при
хороших адгезионных свойствах они обладают
высокой гигроскопичностью и поэтому ие
обеспечивают водоустойчивость рудных бри-
кетов, а кроме того, содержат значительные
количества серы. ССБ используют для под-
готовки некоторых видов ферросплавного
сырья, отдельных видов сырья в цветной
металлургии и в небольшом количестве —
в составе комбинированных связующих. Для
упрочнения рудных брикетов с ССБ приме-
няют сушку при температурах 370—410 К или
вылеживание на открытом воздухе при благо-
приятных атмосферных условиях (низкой
относительной влажности).
Сульфитные щелоки (СЩ) со-
стоят из сухого вещества лигносульфонового
комплекса (60—65 %), сахара (около 20 %),
золы и прочих веществ (до 15—20 %).
Растворимое стекло представ-
ляет собой натриевый (NaaO-nSiO2) или
калиевый (KaO’^SiOa) силикат различного
состава.
Технические условия иа растворимое стекло
Силикат-глыб а
содово
содовая сульфа,. сульфат-
ная ная
Содержание, %:
SiO3 .... 71.5--73 70—72,5 70—72,5
не более . . 0,7 1,2 1,5—2
234
СаО.' нс более 0,4 0,6 0,8
SO, не бо-
лее .... 0,36 0,6 0,8
Na2O . . . 26—27,5 25—27,5 25—27,5
Модуль основ-
ности силиката
натрия .... 2,65—3 2,63—3 2,63—3
Водные растворы растворимого стекла на-
зывают жидким стеклом. Состав растворимого
стекла колеблется в широких пределах и
определяется отношением кремнезема (SiQa)
к окиси натрия или калия (Na3O, КзО),
которое называется модулем основности
жидкого стекла:
М I.OSSSiCVNaaO,
где 1,032 — отношение молекулярной массы
окиси натрия к молекулярной массе окиси
кремния.
Соотношение S1O2 ’ Na2O можно менять
в широких пределах, добавляя к жидкому
стеклу, например, едкий натр,
Характеристика жидкого стекла
Модуль основности
2.5 3 4
Плотность, г/смэ . . . 1,44 1,35 1,24
Содержание, %-
Na2O.................... 12 9 5,8
SiO2 .................. 29,5 27 23,3
Н2О ................... 58,5 64 70,9
Модуль основности жидкого стекла обус-
ловливает пластические свойства испытуемых
смесей: по мере его уменьшения повышается
сН смеси жидкого стекла с железным кон-
центратом, вследствие чего медленнее идет
разложение силиката натрия при нагревании
к Дольше сохраняются пластические свойства
:ырой смеси. Применение жидкого стекла
с высоким модулем приводит к очень быстрому
затвердеванию сырой смеси и потере ею пла-
стических свойств уже в первые часы изготов-
ления брикетов без дополнительного нагрева.
Для получения качественных рудных брике-
гез практически можно использовать жидкое
стекло с любым модулем основности.
Адгезионную способность жидкого стекла
изменения вязкости можно повысить,
нзедя в раствор мочевину или некоторые
. - АВ. Существенно ускоряет процесс цемента-
дкг стекла д о бав к а *к рем нефтористого натрия
Xc2S;F6). Это объясняется взаимодействием
ет: с силикатом натрия в воднем растворе по
реакция
Fa3S;Fe -A 2Na2SiO3 -f- 6Н2О =
= 6NaF + 3Si(OH)4.
Б результате происходит разложение сили-
гатг натрия с образованием геля кремневой
заслоны — связующего вещества, присодя-
тоетс к значительно более быстрому твердению
гжетемы. Для ускорения’цементации рекомен-
дуется введение совместно’с жидким стеклом
ике небольших количеств (доО,6%) электро-
хетсв (хлориды щелочных и щелочноземель-
ных металлов), шлаков от производства ферро-
хрома, мартеновских, доменных шлаков,
нефелинового шлама и других материалов.
Гашеную или негашеную
известь применяют одновременно и
в качестве связующего, и в качестве флюса
при производстве рудных брикетов. Каче-
ственную известь получают из известняков,
содержащих менее 8 % глинистых примесей.
Характеристика различных сортов извести
Сорт
I II III IV
Содержание, %
(CaO-AMgO) ак-
тивный, не ме-
нее .............. 85 75 65 50
SiO3, не более 3,5 3,5 4,5 4,5
непогасившихся
зерен, не более 3 5 10 15
Потери при про-
каливании, не
более, % .... 4 8 13 20
Для гашения извести применяют воду, и
в зависимости от ее расхода образуется пу-
шонка, известковое тесто или ^известковое
молоко. Для ускорения процесса гашения из-
вести в воду вводят активные добавки (гидрат
окиси натрия, хлориды кальция, натрия и
магния и др.).
Процесс естественного твердения извести,
превращающий ее в цементирующий мате-
риал, включает в себя кристаллизацию гид-
рата окиси кальция и карбонизацию его атмо-
сферной углекислотой с образованием карбо-
ната кальция. Процессы естественной карбо-
низации (на воздухе) протекают медленно
вследствие малой концентрации (—0,04 %)
углекислоты в воздухе «^образования на твер-
деющем брикете корки карбоната кальция,
препятствующей диффузии углекислоты в его
внутреннюю часть. Для ускорения упрочне-
ния брикетов с известью используют два
процесса: искусственную карбонизацию или
гидротермальную обработку4 (автоклавирова-
ние). Обычно процесс.искусственной карбони-
зации брикетов сопровождается одновре-
менно и процессом сушки, причем скорость
процесса сушки-карбонизации следует строго
регламентировать независимости от результа-
тов испытаний на прочность партии брикетов.
Быстрая сушка-карбонизация приводит к за-
медлению процесса цементации брикетов, так
как для интенсивного процесса карбонизации
необходимо определенное количество влаги
в шихте.
При брикетировании с негашеной известью
можно использовать концентраты с повышен-
ной влажностью, так как при их смешивании
известь гасится и отнимает у, них избыточную
влагу. Дли успешного протекания процесса
карбонизации рекомендуется подсушка бри-
кетов теплым воздухом. Процесс карбониза-
ции может быть ускорен и введением в шихту
для брикетирования небольших количеств
(обычно до 0,1 %) катализаторов: 0,1 н.
раствора соляной кислоты и разбавленных
235
Таблица V.I6
Характеристика товарных сортов каменноугольного пека
Показатели Марка пека
Мягкий Средний Твердый
Температура размягчения по методу «кольцо и шар», К 313—323 333—348 373—413
Температура плавления, К 323—343 343—363 363—413
Содержание свободного углерода, % 15—25 25—35 30—50
Выход кокса (по объему), % 20—35 30—40 35-55
Содержание золы, не более, % 0,3 0,9 0,3
Содержание влаги, не более, % Выход летучих, % 0,4 0,5 0,5
Не нормируется 60—65
до 0,01 % растворов технических гидролиза-
тов, ССБ (0,1 %) и СШ, растворимых хлори-
дов, сульфатов и карбонатов различных
металлов и др.
При гидротермальной (автоклавной) обра-
ботке брикетов с известью гель кремнезема,
содержащийся в руде, взаимодействует с гид-
ратом окиси кальция, образуя гндросили-
каты или гидроферриты кальция по реакциям
SiOa + Са(ОН)а -|- пНаО —
= CaO-SiO2(n 4“ 1)^0;
Fe804 + Са(ОН)а 4- лНаО =
= CaO(FeO-FeaO3) (п -ф 1)Н8О.
В процессе автоклавирования возможно воз-
никновение дополнительных сил сцепления
между кристаллами, что обусловлено увеличе-
нием содержания химически связанной воды.
Благодаря обогащению гидрата окиси каль-
ция химически связанной влагой присоеди-
нение углекислоты облегчается и процесс
карбонизации происходит полнее и быстрее.
Автоклавному упрочнению могут способ-
ствовать ие только гидросиликаты и гидрофер-
риты кальция, ио и гидроалюмянэты кальция.
Это менее прочные цементирующие вещества,
чем гидросиликаты, а их образование про-
исходит при сравнительно низких темпера-
турах в автоклаве (370—390 К). Обычно
автоклавную обработку брикетов (гранул)
проводят под давлением 0,7—1,0 МПа и|при
температуре примерно 447—453 К. Повыше-
ние давления пара в автоклаве до 1,2 МПа
позволяет заметно сократить длительность
гидротермальной обработки. Успешно процесс
автоклавного упрочнения протекает, если
в руде (шихте) содержится достаточное коли-
чество тонкого кремнезема, поэтому в некото-
рые шихты при брикетировании некоторых
руд цветных металлов вводят тонкодисперс-
ный трепел, пылевидный кварц и другие
вещества. Для ускорения процесса автоклав-
ного упрочнения рекомендуется вводить
в состав шихты различные добавки (НС1,
NaOH, КОН, NaCl, СаС1г, доменные шлаки
и др.)
Каменноугольные пеки,
применяемые в основном за рубежом, яв-
236
ляются остаточными продуктами перегонки
каменноугольной смолы при 630—650 К-
При обычном режиме коксования выход
смолы составляет 2—4,5%. Пек является
смесью высокомолекулярных органических
соединений. В твердом состоянии он представ-
ляет собой аморфную массу черного цвета,
в жидком — вязкую жидкость темного, почти
черного цвета, со специфическим запахом.
В состав пеков входят преимущественно угле-
водороды, фенолы и основания. Они представ-
лены высокомолекулярными соединениями
с конденсированными ядрами. Пеки содержат
и значительные количества свободного аморф-
ного углерода, который отличается от биту-
мов своей полной нерастворимостью в орга-
нических растворителях.
Физико-химические свойства пека зависят
от температуры перегонки смолы, которая
определяет количество легких фракций, вхо-
дящих в состав пека (табл. V. 16).
Качество пека как связующего зависит от
группового состава его компонентов, пред-
ставляющих фракции a, fJ, у, которые могут
быть получены при растворении пека в бен-
золе и петролейном эфире (табл. V.17).
К фракции а относятся вещества, нераствори-
мые в этих растворителях и имеющие весьма
слабую спекающую и связующую способ-
ности, так как в ней сосредоточены зола п
свободный углерод. К фракции fJ относятся
вещества, нерастворимые в петролейном
эфире, но растворимые в бензоле. К фракции
у относится группа веществ, растворимых
в обоих растворителях. При соотношении
фракций 7 и ₽ примерно 1 : 1 связующая
способность пека максимальна.
Каменноугольная смола при
брикетировании ведет себя аналогично пеку.
Специальных методов упрочнения рудных
брикетов в этом случае не применяют, так
как брикеты получаются достаточно проч-
ными сразу после прессования. Для обезлету-
чивания иногда применяют термическую обра-
ботку брикетов.
Эмульсии используют в ограничен-
ных количествах для уменьшения расхода
дорогостоящих и дефицитных связующих
веществ. Экономически использование эмуль-
сий при брикетировании не всегда оправдано.
Таблица V.17
Групповой состав и температура газовыделення каменноугольных пеков
емие- ратура Выход фракций, % Температура максимального Темпе- ратура макси- мальной Вы ход кокса, %
газовыделеня! !. К
размяг- чения скорости. газовы-
-ека. К V Начало Конец Интервал деления, К
359 29,94 55,0 12,51 597 813 216 733 37,94
349 25,0 30,8 42,6 593 813 220 793 37,47
345.5 23,1 51.3 24,2 593 813 220 793 36,98
Я3,5 22,8 34,8 40,3 593 813 220 793 36,62
поэтому нх применяют только, если это дает
значительную экономию основных связующих
веществ. Лучшие результаты в промышлен-
ных условиях получены при брикетировании
суд с битумными эмульсиями, в состав кото-
рых входят отработанные нефтяные асфальты
<50—70%), вода (28—48 %), эмульгатор
«0.5—2 %), синтетические жирные кислоты
г отработанные сульфатные щелоки (продол-
лсетельность эмульгирования 1—3 мин). При
“емлературе выше 268 К эти эмульсии пред-
ставляют собой жидкости. Размеры измель-
ченных частиц асфальта в эмульсии состав-
jsjot 0,1—5 мкм. Решающее влияние на
сэтаства эмульсии оказывает вид используе-
итго эмульгатора. Для приготовления анион-
ах эмульсий обычно в качестве эмульгатора
юслользуют натриевые и калиевые виды мыла,
гысшие жирные кислоты типа олеиновых и
гтеарнновых. а в качестве поверхностно-
лативных веществ — сульфатное мыло, алки-
-zio ил сульфаты и др.
Катионными эмульгаторами являются
хтзнноцепочечные алифатические четырех-
тссядковые аммониевые соединения и соли
аысшнх алифатических аминов. В анионных
эмульсиях используются некоторые бентони-
таьге глины и синтетические материалы, чаще
яс5то — оксиэтиленовые алкилфенолы. Для
?т?очнения рудных брикетов с эмульсиями
дйычно применяют термическую обработку,
*т*ественную или искусственную сушку.
Практическое применение нашли также
леяоторые комбинированные связующие [43].
Технологические схемы фабрик брикетиро-
жлькя предусматривают подготовку сырья и
лвсующего, их смешивание, прессование и
;т:счьение брикетов. В зависимости от
применяемого связующего для упрочнения
4<гкетов используют сушку, термическую
«йсаботку, карбонизацию, гидротермальную
«жтеклавную) обработку и Др. В качестве
faftxerricro (прессовочного) агрегата приме-
гт.г~ современные вальцовые прессы обычного
жга или с предварительной подпрессовкой
жг*ериала.
'Дедний расход связующего на всех дей-
гтующнх промышленных объектах 6—8%.
Лргнцилиальная схема цепи аппаратов
лшссесса брикетирования мелких железных
руд с известью и упрочнением готовых брике-
тов гидротермальной обработкой или карбо-
низацией приведена на рис. V-51.
Сырье, поступающее на фабрику, разгру-
жается в бункер 1, из которого направляется
на двухдечные вибрационные грохоты 2.
Сырье крупнее 5 мм поступает на додраблива*
ние в молотковую дробилку 3, где доводится
до крупности —2 мм, и после смешивания
с мелким продуктом, отсеянном на грохоте 2,
распределяется по бункерам 4 с дозаторами.
Дозируемые продукты поступают в смеситель-
ный барабан 5 и распределяются по бункерам
6 прессов, затем шихта уплотняется в под-
прессовщиках 7 и через воронки 8 распределя-
ется по вальцовым прессам 9. Готовые бри-
кеты поступают на грохот 10, где отсеивается
бой брикетов, возвращаемый в процесс,
а брикеты — на карбонизацию или гидротер-
мальную обработку в аппарат 11.
Карбонизацию брикетов производят обычно
дымовыми газами или их смесью с колошнико-
выми газами на закрытых конвейерах, а гид-
ротермальную обработку — в автоклавах при
давлении более 0,7—1 МПа.
Рис, V-51, Схема цени аппарата брикетного пред-
приятия
237
Рис. V.52. Схема стандартной установки холод-
ного брикетирования мсталлизованной мелочи:
J — бункер металлиаованной мелочи; 2 — бун-
кер твердого связующего; 3 — конвейер рецир-
кулируемой мелочи; 4 — ковшовый элеватор;
5 — смесительные бегуны; 6 — дозирующий на-
сос; 7— емкость жидкого связующего; 8 — валь-
цовый пресс высокого давления со шнековым
питателем-подпреесовщиком; $ — контейнер для
хранения брикетов; I — дозирование твердых
компонентов; II— отсев боя брикетов; III —
отгрузка брикетов потребителю
При брикетировании металлургических
пылей шихта состоит из 63 % смеси мокрой и
сухой фракций пыли, 30 % сухой рудной
пыли (которая используется в качестве свя-
зующего) из электрофильтров рудно-дробиль-
ной установки и 7 % воды. Грубые фракции
пыли 60— 70%) улавливаются в мульти-
циклонах, тонкие — в трубах Вентури, сточ-
ные воды отстаиваются в радиальных отстой-
никах, а шламы обезвоживаются в барабан-
ных фильтрах.
Для перемешивания шихты используют
смесители непрерывного действия, оборудо-
ванные четырьмя ножевыми головками для
разбивания образующихся комков. Продол-
жительность цикла смешивания от 1,5 до
3 мин. Прессуют шихту в вальцовых прессах
высокого давления с предварительной под-
прессовкой материала. Брикеты имеют минда-
левидную форму. С целью выделения боя
брикеты подвергают грохочению: надрешет-
иый класс (4-5 мм) является готовым продук-
том, а подрешетный (—5 мм) направляется
в смеситель для шихтовки и вновь на брикети-
рование. Управляет установкой один человек
с центрального диспетчерского пункта.
Фирмой «Мидрекс» (США) разработана
промышленная технология холодного брике-
тирования металлизованной мелочи и пыли
с комбинированным трехкомпонентным свя-
зующим (рис. V.52) [65, 66]. Эта технология
позволила получить, при минимальной потере
степени металлизации, брикеты с высокими
физико-механическими свойствами. При вы-
сокой механической прочности они обладают
хорошей транспортабельностью и высокой
водоустойчивостью, позволяющей хранить их
в открытых складских помещениях. Предло-
женное связующее ие вносит в состав брике-
тов вредных примесей и отличается низкой
склонностью к вторичному окислению. Физи-
ческие и химические свойства брикетирован-
ного металлизоваиного материала приближа-
ются к свойствам компактного металла. В раз-
работанном процессе холодного брикетирова-
238
вия фирмы «Мидрекс» связующее веществе
состоит из 20—40 % смолы (порошок круп-
ностью—0,149 мм), 15—30 % гашеной из-
вести (порошок крупностью—-0,149 мм),
15—20 % жидкого силиката натрия и до 50 %
воды. Оптимальный состав связующего, при
котором брикеты обладают наиболее высокими
механическими свойствами, следующий: 15—
20 % смолы, 15—20 % гашеной извести,
30—35 % жидкого силиката натрия, 30—35 %
воды. Вместо гашеной извести может быть
использована влажная прокатная окалина.
Брикетирование без связующих
В промышленной практике брикетирования
рудного сырья и отходов черной металлургии
широкое развитие получил процесс горячего
брикетирования, разработанный в СССР и
ряде стран за рубежом (США, ФРГ, Канада
и др.). В настоящее время уже введено
в эксплуатацию около 50 промышленных уста-
новок (производительностью 5—50 т/ч) и
предприятий по брикетированию рудного
сырья горячим методом. Сущность его сво-
дится к спеканию зерен частично восстанов-
ленной руды при 1070—1320 К и брикети-
рованию в нагретом состоянии при давлении
до 100 МПа. Для получения качественных
рудных брикетов этим способом степень,
восстановления руды должна быть близкой
к 50 %.
Основными узлами промышленных устано-
вок этого типа являются отделения подготов-
ки, нагрева, горячего брикетирования иа
вальцовых прессах высокого давления (до-
100 МПа) и охлаждения брикетов.
Промышленные установки и предприятия
этого типа отличаются в основном способом
предварительного нагрева сырья, для кото-
рого используют реакторы и печи кипящего
слоя, вращающиеся барабанные печи и печи
с вращающимся подом. Наибольшее примене-
ние находят печи кипящего слоя.
Сырье из железорудных вагонов с помощью
элеватора и контрольного грохота подают
в бункер над печью кипящего слоя, в которой
и происходит нагрев руды и пыли, улавливае-
мой в системе пылеуловителей и возвращаемой
в печь. Нагретое сырье поступает в вальцовый
пресс высокого давления, а готовые брике-
ты — в охладительное устройство, а затем —
на грохот, где отсеивается бой брикетов (—10
или —20 мм в зависимости от размеров брике-
тов), вновь возвращаемый в печь для нагрева.
Готовые брикеты транспортируются потре-
бителю.
Для утилизации части тепла и предохране-
ния от разрушения при грохочении горячие
брикеты смешивают в барабане с холодным
материалом, поступающим на брикетирова-
ние. В период пуска установки для разогрева
кипящего слоя до температуры — 1030 К
в печь вдувают мазут, затем его подачу пре-
кращают, а дальнейший нагрев шихты осу-
ществляют за счет горения углерода, содер-
жащегося в металлургических отходах, при
строго контролируемой подаче воздуха. Изме-
няя количество подаваемого воздуха, можно
легко регулировать температуру нагрева
Рис. V.53. Схема промышленной установки для
горячего брикетирования металлургической пыли:
! — склад пыли и шламов; 2 — загрузочные
Сун кера; 4 и 5 — буккера пыли соответственно
^'высоким, средним и низким содержанием цинка;
f. /2 и J5 - пылеуловители; 7 -- барабанная
сушилка: 8 — ленточные весы; 9 — барабан для
смешивания И увлажнения пыли; 10 — окомко-
затели; и — конвейерная сушилка*. 13 — кон-
вейер; 14 — бункер Для пыли, окиси цинка;
16 — радиационный охладитель: 17 — бункер ока-
тышей; /8 — буккер возврата; 19— бункер доло-
мита; 20 — бункер кокса; 21 — приемный бун-
кер кокса; 22 — приемный бункер доломита;
— трубчатая вращающаяся печь; 24 — бара-
банный охладитель сырья; 25 — брикетная уста-
новка; 25 — грохот; 27 — магнитный сепаратор;
J ; — циклон; 29 — сепаратор; I — сухая пыль;
II — кек с фильтров; /II — шлам; IV — отходы;
; — отходы (известь, пыль); VI — возврат кок-
совой мелочи; VII — брикеты
материала, выгружаемого из печи кипящего
стоя, в пределах ^5 К- Расход воздуха,
подаваемого в печь кипящего слоя, состав-
ляет 283 м3/т исходного материала. Подушко-
сбразные брикеты размером 41,3X31,8 мм и
28,6Х 19 мм изготавливают на вальцовом
прессе при давлении примерно 80 МПа
с предварительной подпрессовкой мате-
риала.
На рис. V.53 приведена схема промышлен-
ной установки для горячего брикетирования
металлургических отходов широкого ассорти-
мента — от мелочи рудных окатышей до
сгущенных шламов с влажностью до 50 %
На установке для нагрева отходов использо-
вана трубчатая вращающаяся печь с плавной
регулировкой температуры. Готовые металли-
рованные брикеты используют в сталепла-
вильном и литейном производствах [66].
§ 2. Оборудование для
брикетирования
Современные брикетные предприятия и про-
мышленные установки оснащаются оборудо-
ванием для подготовки сырья и связующих
(грохоты, дозировочные, смесительные и на-
гревательные устройства и др.), для прессова-
ния, обработки и упрочнения брикетов (авто-
клавы, карбонизаторы, сушильные уста-
новки, печи для термообработки и др.),
системой пылеулавливания. Основным обору-
дованием являются различные модификации
вальцовых брикетных прессов, На отдельных
предприятиях, выпускающих крупные марте-
новские брикеты, применяют некоторые типы
столовых прессов с двусторонним обжатием
материала. Прессование в вальцовых прессах
осуществляется непрерывно между вращаю-
щимися навстречу друг другу валками, на
цилиндрической поверхности которых кре-
пятся бандажи из твердой изпосо- н термо-
стойкой стали. На бандажах имеются ячейки
в виде различных симметричных полуформ
брикетов. У отдельных прессов ячейки фрезе-
руются только на одном бандаже, а второй
остается гладким. Подготовленная шихта
подается в пространство между валками,
заполняя ячейки, которые при вращении
валков совпадают друг с другом, производя
таким образом прессование шихты. За линией
центров (контактов между ячейками) ячейки
расходятся, и готовые брикеты под действием
оси упругого расширения и собственной силы
тяжести выпадают из ячеек (рис. V-54)-
В вальцовых прессах (рис. V.55) вальцы
приводятся в движение от электродвигателя
через ременную и зубчатую передачи.
239
Рис. V.54. Схема прессования брикетной шихты
в вальцовом прессе:
1 — брикетная шихта; 2 — брикет; J — прессу-
ющие вальцы; D — диаметр вальцов; Da — ус-
ловный диаметр окружности, на которой распо-
лагаются ячейки; Р — сила нажатия вальцов;
а0 — угол направления распорных усилий ме-
жду вальцами
Рис. V.55. Вальцовый пресс с приводом от ин-
дивидуального (а) и общего (6) двигателей:
1 — вальцы; 2 — щиток; 3 — лопасть; 4 — вер-
тикальный вал; 5 — распределительная чаша;
б — прямоугольные отверстия в дне чаши для
подачи брикетной шихты на вальцы пресса;
7 — течка для брикетной шихты; 5 — зубчатая
передача', У — шкив; 10 - электродвигатель;
11 — рама пресса; 12 - зубчатые колеса; 13
вал для передачи движения вертикальному валу
распределительной чаши; 14 главный вал;
15 — промежуточный нал
Брикетная шихта поступает на прессующие
вальцы из распределительной чаши, в дне
которой имеются два прямоугольных отвер-
стия над вальцами, куда шихта направляется
вращающейся в чаше лопастью. В желобе, по
которому поступает шихта на вальцы, уста-
новлен щиток, перемещающийся по верти-
кали, для регулирования подачи шихты.
Производительность Q (т/ч) вальцового
пресса определяется по формуле
Q = 0,006DBnt (V.35)
где D — масса брикета, г; В — число ячеек
на одном бандаже; п — частота вращения
вальцов, с-1.
Обычные вальцовые прессы, предназначен-
ные для брикетирования руд и каменных
углей со связующими, развивают давление до
20—25 МПа. ’
В целях максимального заполнения ячеек,
сокращения расхода связующих материалов и
получения улучшенных по физико-механи-
ческим свойствам рудных брикетов в вальцо-
вых прессах применяют различные подпрес-
совочные агрегаты, которые позволяют до-
вести давление до 80—100 МПа.
Наиболее широкое распространение полу-
чили различные шнеки-подпрессовщики,
расположенные вертикально или под углом
к линии центров пресса (рис. V.56).
Формы и размеры ячеек в бандажах прессов
изменяют в зависимости от требований потре-
бителя. Они определяют конфигурацию и
габариты брикетов и являются критерием сте-
пени уплотнения материала и физико-механи-
ческих свойств брикетов.
В табл. V-18 приведены основные размеры
яйце- и орсхообразных форм ячеек на банда-
жах, наиболее часто применяемых в технике.
По рудному сырью на вальцовых прессах
достигнута производительность до 100 т/ч.
Общий вид вальцового пресса с предвари-
тельной подпрессовкой рудной шихты с по-
мощью вертикального шнека-подпрессовщика
приведен на рис. V.57. Руда (шихта) подается
240
Рис. V .56. Шнеки-подпрессовщики:
а — с коническим шнеком; б — с цилиндриче-
ским шпеклм; « - с наклонным расположением
шнеков; J - шнек; 2 — валки пресса
в загрузочное устройство /ив подпрессовоч-
ный агрегат 2, который приводится во враще-
ние от привода 3; уплотненная шихта посту-
пает на основное прессование в валки 4. Для
улучшения работоспособности бандажей при-
меняют воздушное или водяное охлаждение,
а также изготавливают их из отдельных
сегментов. Сегментные бандажи небольшого
размера могут быть выполнены из специаль-
ных сталей, которые не подходят для изготов-
ления всего корпуса бандажа. Сегменты по-
добного типа после отливки обрабатывают
электрохимическим способом; а затем шли-
фуют. Особенно пригодны сегментные бан-
дажи для горячего брикетирования руд, так
Таблица V. 18
Размеры ячеек различной формы
Форма ячеек Дли- на, мм Высо- та, мм Объ- ем, сма
Яйцеобразная:
малая 27,0 15,9 7,0
обычная Орехообразная: 41,4 22,1 19,6
малая 20,6 7,9 2,1
обычная 28,6 12,7 3,8
средняя 28,6 12,7 4,2
новая 33,3 12,7 5,5
большая 35,0 15,9 9,0
Каплеобразная 50,8 19,0 26,0
как в этом случае при термическом расшире-
нии и износе сегментов их проще заменить,
чем весь бандаж [66].
Основные средние технические данные
вальцовых прессов, выпускаемых в различных
странах
Производительность по рудно-
му сырью, т/ч............... До 100
Давление прессования, МПа 20—100
Размеры валков, мм;
диаметр............. 400—1000
ширина.................. 50—600
Частота вращения валков,
с-1 (мин-1) ................ До 0,5
(30)
Допустимый зазор между бан-
дажами, мм, не более .... I —1,5
Масса рудного брикета, г . . 20—500
Объем брикетов, см3.........0,15—100
Рис. V.57. Общий вид вальцового пресса
Примерный срок службы бандажей должен
соответствовать выпуску не менее 25—
30 тыс. т рудных брикетов со связующими и
до 15—20 тыс. т рудных брикетов горячим
способом.
§ 3. Физико-механические свойства
рудных брикетов
Стандартные методики для определения фи-
зико-мсханических свойств рудных брикетов
не разработаны. Обычно применяют методы
испытаний, используемые для рудных окаты-
шей или угольных брикетов. Рудные брикеты
испытывают на все виды механической проч-
ности (сопротивление сжатию, сбрасыванию —
удару, истиранию) и термо-механическую
прочность и определяют их основные физи-
ческие свойства (насыпную плотность, по-
ристость, газопроницаемость, термо- и водо-
устойчивость и т. д.). Обязательным условием
получения достоверных данных о качествен-
ных характеристиках рудных брикетов явля-
241
•ется установление их химического состава и
восстановимости. Для брикетов, используе-
мых в производстве ферросплавов, обязатель-
ным является установление динамики измене-
ния удельного электрического сопротивления
в зависимости от температуры (до 1800 К).
Наиболее оперативным является испытание
на сопротивление сжатию'на’едииицу площади
или на всю площадь брикета. Испытанию на
сопротивление сжатию подвергают не менее
Ю брикетов, а показатель прочности опреде-
-ляют как среднее арифметическое всех испы-
таний. Аналогично проводят испытания на
термомеханическую прочность, только об-
разцы брикетов испытывают в нагретом со-
стоянии (до 1300—1400 К) с интервалом
в 50—100 К. Рудные брикеты испытывают
иа истирание в барабанах различных диа-
метров и с различной частотой вращения.
Например, за рубежом часто применяют испы-
тания рудных брикетов в барабанах диаме-
тром 914 мм, длиной 457 мм с частотой враще-
ния 0,4 ± 0,017 с-1 (24 ± 1 мин"1). После
200 оборотов барабана производится рассев
пробы, и выход (в процентах) класса 4-6,3 мм
(по аналогии с обожженными окатышами)
или, при больших размерах брикетов, класса
-|-10—20 мм принимается за показатель проч-
ности. Для аналогичных испытаний исполь-
зуют и барабаны меньшего размера (500—
600 мм) с частотой вращения до 1,367 с-1
(80 мин"1).
Остальные виды испытаний, как правило,
соответствуют стандартным испытаниям руд-
ных гранул. Общих браковочных пределов
механической прочности рудных брикетов нет,
однако для каждого предприятия, в зависи-
мости от требований потребителя устанавли-
вают постоянные или временные браковочные
показатели физико-мехаиических и химиче-
ских свойств брикетов.
Средний показатель сопротивления сжатию
должен быть не менее 1 кН/см2; истиранию —
не менее 90—95 %, пористость — менее 10—
15% для мартеновских печей и более 20—
25 % для других потребителей.
РАЗДЕЛ VI
ИССЛЕДОВАНИЕ СОСТАВА
И ОБОГАТИМОСТИ РУД
Глава 1
Технологическое опробование
и геолого-технологическое
картирование месторождений,
отбор проб руды и подготовка
их к испытанию
Технологическим опробова-
нием называется совокупность работ по
отбору, обработке и исследованию проб руды
в целях изыскания наиболее рационального
способа использования руд данного место-
рождения . Технологическое опробование
месторождений производят на всех стадиях
разведки и эксплуатации.
Основным требованием, предъявляемым
к пробам при технологическом опробовании,
является их представительность, т. е. соот-
ветствие отдельных технологических проб тем
объектам, которые они представляют (место-
рождение в целом или отдельные его блоки).
Представительность технологической пробы
определяется степенью соответствия свойств
руды (минеральный и химический состав,
текстурно-структурные особенности, физико-
механические свойства и др.), отобранной
в пробу, тем же свойствам руды в запасах,
представляемых этой пробой. Пробы могут
характеризовать природный тип и разновид-
ность (минер ал ого-технологические пробы),
технологический тип и сорт в пределах разве-
дуемых контуров или в контурах отработки
на определенный период (типовые и сортовые
технологические пробы), шихту технологи-
ческих сортов и т. д.
Отбор средних проб, характеризующих
руды в целом по месторождению, как пра-
вило, нецелесообразен вследствие большого
объема работ и очередности отработки место-
рождения. Для обеспечения представитель-
ности технологические пробы отбираются
после проведения необходимого объема иссле-
дований вещественного состава и свойств руд
по типам и разновидностям. Для изменчивых
руд компоновка представительных проб
должна производиться путем отбора рудного
материала из достаточного количества точек
(рудных интервалов), характеризующих весь
диапазон колебаний качества руды, которые
в своей совокупности представительны по
отношению к запасам опробуемого объекта
(рудного тела, горизонта, типа руды нт. д.).
Проба рудного сырья, поступающая на
исследование, может быть отобрана за один
или 1 несколько’приемов из одной или несколь-
ких* точек опробуемой массы или месторожде-
ния. Проба, отобранная за один прием в одной
точке и составляющая часть общей или на-
чальнон’пробы, называется частной (разовой)
пробой. Представительность общей пробы
зависит от количества точек отбора частных
проб, расположения этих точек иа опробуемом
объекте, способа отбора пробы и ее массы.
Минимально необходимое число частных проб,
которое обеспечивает отбор общей пробы
с заданной точностью, определяется степенью
изменчивости|коитролируемого параметра и
принятой вероятностью получения заданной
точности.
Отбор представительных проб из неболь-
шого (1—3) числа точек и с учетом только
средних значений параметров вещественного
состава руд эффективен лишь для равномер-
ных руд (коэффициент вариации 5—10 % и
менее).
Во избежание излишнего окисления круп-
ность технологических проб сульфидных руд
должна быть не менее 25 мм; крупность проб
для испытаний отсадки, разделения в тяжелых
средах, сухой магнитной сепарации, радио-
метрического обогащения — 100—25 мм
(в зависимости от максимальной вкраплен-
ности), самоизмельчения — 300 мм (при со-
держании класса -[^100 мм не менее 25 %).
Для проектирования рудников и обогати-
тельных фабрик необходимо не только де-
тально изучить технологические свойства руд
по представительным пробам и разработать на.
их основе совершенную технологию обогаще-
ния, но и достоверно выявить пространствен-
ное положение и количественное соотношение
технологических типов и сортов руд, характе-
ристику изменчивости их качества и обогати-
мости в пространстве. Эти сведения нужны
для определения качества и обогатимости
рудного сырья в потоке, который будет
поступать на обогатительную фабрику в раз-
ные периоды эксплуатации согласно кален-
дарному графику отработки месторождения.
Без этих данных также невозможна разра-
ботка оптимальной системы усреднения руд-
ного сырья путем шихтовки его из различных
участков и забоев.
Для получения прн разведке данных, необ-
ходимых для проектирования горно-обогати-
тельных предприятии, особенно на место-
рождениях со сложными труднообогатимыми
рудами, кроме технологического опробова-
ния, производят геологе-технологическое
картирование. На эксплуатируемых место-
рождениях геолого-технологическое картиро-
вание проводится с целью повышения эффек-
тивности использования запасов руд.
§ 1, Геолого-технологическое
картирование
Геолого-технологическое картирование пред-
ставляет собой комплекс работ по выделению
и изучению распределения на разведуемых и
243-
эксплуатируемых месторождениях технологи-
ческих типов и сортов руд с определением па-
раметров вещественного состава и показате-
лей обогащения по этим типам, сортам и уча-
сткам месторождения. Работы по геолого-
технологическому картированию включают:
детальное изучение минерального и химиче-
ского состава, текстурно-структурных особен-
ностей и физико-механических свойств руд
по природным типам и разновидностям;
определение их пространственной изменчи-
вости; разработку промышленной классифи-
кации руд с выделением технологических
типов и сортов; оконтуривание технологи-
ческих типов и сортов руд на геологических
картах и разрезах; оценку обогатимости
типов и сортов руд, а также по участкам,
горизонтам, блокам, рудным телам — по
результатам испытаний малых и других тех-
нологических проб.
Существует несколько методик геолого-тех-
нологического картирования, используемых
в зависимости от стадии освоения месторожде-
ния, особенностей вещественного состава руд
и степени его изменчивости, характера связей
между параметрами вещественного состава и
показателями обогащения, особенностей про-
мышленных технологических схем перера-
ботки различных руд [911-
В настоящее время широко внедряется наи-
более универсальная методика малообъемного
технологического опробования и картирова-
ния * месторождений. Методика основана на
исследовании вещественного состава, текстур-
но-структурных особенностей, физико-меха-
нических свойств и обогатимости руд (по
стандартным схемам) на большом (десятки—
сотни) числе проб с малой массой (малых
пробах), отбираемых по всем или наиболее
характерным пересечениям рудных тел разве-
дочными выработками. Для различных место-
рождений соотношение объемов исследований
вещественного состава и обогатимости руд
может сильно изменяться.
В результате исследований малых техноло-
гических проб, увязанных с данными деталь-
ного геологического описания разведочных
выработок, анализами химического состава
рядовых и групповых разведочных проб и
изучением минералого-технологических, ти-
повых и сортовых технологических проб,
производится выделение и оконтуривание
в пространстве технологических типов и
сортов руд, определяется пространственная
изменчивость свойств руд, составляются
геолого-технологические карты и разрезы.
Малая технологическая
проба представляет природный тип (раз-
новидность) руды, вскрытый разведочной
выработкой на определенном участке рудного
тела.
По своему составу малые пробы аналогичны
групповым разведочным пробам, но компо-
нуются не из измельченного материала ря-
довых проб, а из кускового материала, вы-
деляемого при их разделке. Обычно в малые
* Методика утверждена Министерством гео-
логии СССР.
244
пробы входят 5—10 смежных рядовых проб
одного и того же природного типа, представ-
ляющих рудные интервалы длиной до 10—
15 м и более по одной разведочной выработке
(скважине). При составлении малых проб
учитывается наличие прослоев пустых по-
род и некондиционных руд.
Число малых проб устанавливают в за-
висимости от количества выделяемых на
месторождении типов руд и изменчивости их
состава, а также размеров месторождения,
количества рудных тел и других факторов.
Для обеспечения надежного определения
изменчивости состава руды в геологических
блоках * по каждому из них необходимо ото-
брать для руд с равномерным оруденением
(коэффициент вариации V = 5—40 %) 12—
16 проб, для неравномерных (И = 40—
100 %) — 20—25 проб и при весьма неравно-
мерном оруденении (V = 100—150 %) —
35—50 проб. Например, при наличии на ме-
сторождении с неравномерным оруденением
пяти типов руд и двух обособленных круп-
ных рудных тел для технологического кар-
тирования потребуется около 200 проб.
В зависимости от конкретных условий ма-
лые пробы отбирают либо по всем разведоч-
ным профилям, либо только по опорным.
Практика показывает, что для основной
массы месторождений руд цветных металлов,
характеризующихся неравномерным и весьма
неравномерным оруденением, число малых
проб, необходимых для технологического
картирования месторождения средних мас-
штабов с несколькими типами руд, составляет
не более 150—200-
Минимальное количество минералого-тех-
нологических проб определяется количеством
природных типов и разновидностей руд
(обычно не более 5—8), а количество типовых
и сортовых технологических проб — количе-
ством технологических типов и сортов руд
(в среднем 4—6).
Масса малых проб в основном определяется
массой керна, характеризующего опробуе-
мый рудный интервал. Так, при алмазном
бурении масса половинок керна при диаметре
коронок 36—76 мм, насыпной плотности руды
3,0 г/см3, выходе керна 70 % и длине рудного
интервала 5—20 м колеблется от 4 до 40 кг.
Масса пробы должна быть достаточной не
только для проведения технологических опы-
тов на нескольких (двух-трех) навесках,
но и для изучения вещественного состава
исходной руды и продуктов обогащения, из-
мельчаемости и других свойств. Практически
необходимо, чтобы масса пробы была в сред-
нем 10—20 кг (при колебаниях от 4 до 50 кг).
При отборе из горных выработок масса пробы
строго не лимитируется.
При разведке во всех рядовых пробах оп-
ределяют содержание основных полезных
компонентов. По результатам их анализа н
геологической документации запасы руд де-
лят на природные типы и разновидности.
* За геологический блок условно принят вы-
деленный и оконтуренный на месторождении
тип или сорт руды.
Более детально изучают состав руд по груп-
повым разведочным н технологическим про-
бам всех видов.
Параметры вещественного состава, изу-
чаемые по пробам, делятся на три группы.
Параметры I группы: содержание основных
компонентов и важнейших примесей; содер-
жание основных полезных компонентов (ме-
таллов) в различной минеральной форме
(например, меди в сульфидной и окисленной
формах, олова в форме касситерита и станина,
железа в форме магнетита). Определяют эти
параметры по всем групповым разведочным
пробам.
Параметры П группы: содержание рудных
и основных нерудных минералов (по данным
сокращенного минералогического анализа),
содержание полезных компонентов в различ-
ных минеральных формах (по данным сокра-
щенного фазового анализа), крупность руд-
ных зерен и агрегатов и статистическое рас-
пределение их по классам крупности, тек-
стурно-структурная характеристика, раскры-
ваемость зерен рудных минералов при оп-
ределенном измельчении, характер срост-
ков рудных минералов между собой и с не-
рудными минералами. содержание в руде
различных компонентов (данные полуколи-
чественного спектрального анализа), характе-
ристика рудовмещающих пород (для вкрап-
ленных руд). Параметры 11 группы опреде-
ляют по малым технологическим пробам.
Изучение вещественного состава руд по
калым пробам производит по специально
разработанным для каждого промышленного
типа руд методикам, обеспечивающим экс-
"рессность и достаточную достоверность оп-
ределений. При этом широко применяют гео-
метрические (площадной, линейный, точеч-
ный) методы подсчета количества минералов
з шлифах и аншлифах в сочетании с пересче-
том химического состава, а также оценки ха-
рактера вкрапленности, типа срастаний и
’. д. При определении рудных прозрачных
е полупрозрачных минералов применяют им-
мерсионный и другие методы. Продукты обо-
гащения малых проб просматривают под би-
нокуляром или под микроскопом. Получен-
ные данные используют для выявления за-
зесммостей между вещественным составом
гуд н показателями обогащения и для уточ-
нения классификации руд.
Параметры III группы аналогичны пара-
метрам 11 группы, но исследуют их с большей
точностью путем проведения полных мине-
ралогического, химического, спектрального
* фазового анализов, изучения мономинераль-
£Ь£Х фракций, детального изучения размеров
гудных зерен и агрегатов, определения сте-
те?:и раскрытия рудных зерен при различ-
им измельчении. Определяют эти параметры
то минера л ого-техиологическкм, типовым
» сортовым технологическим пробам и ис-
тсльзуют для уточнения зависимостей, уста-
новленных по параметрам II группы.
Соотношение между количеством проб,
то которым определяются параметры I, II
ч Hl rpvnn, можно принять ориентировочно
ок 100 : (20—30) : 1.
Определение измельчаемости и других фи-
зико-механических свойств руд по малым
пробам производят по специально разрабо-
танным методикам. В наиболее простом слу-
чае измельчаемость руды определяется путем
измельчения навесок руды в одинаковых
условиях в течение различного времени
(например, 10; 15, 20 мин) с последующим
определением выхода классов различной
крупности. Классификацию руд по измельчае-
мости (относительной) производят по времени,
необходимому для получения определенного
количества материала требуемой крупности.
Разработаны и применяются при картиро-
вании и более совершенные методики оп-
ределения измельчаемости руд.
Минимальное число определений измель-
чаемости руд рассчитывают исходя из коли-
чества типов и сортов руд и необходимости
по каждому из них иметь не менее 12—15 оп-
ределений.
Технологическую оценку запасов руд по
малым пробам производят на основании ре-
зультатов испытаний обогатимости этих проб
по единым стандартным схемам и режимам,
моделирующим полные схемы и режимы, раз-
работанные на минералого-технологических
пробах, характеризующих природные типы
руд. Поэтому к технологическому картиро-
ванию можно приступать лишь после разра-
ботки полных и моделирующих схем и ре-
жимов обогащения природных типов руд.
У читыва я изменчивость веществен ного
состава руд, входящих в один природный
тип, полную и моделирующую схемы (и
режимы) следует разрабатывать на предста-
вительных минералого-технологических про-
бах и проверять на частных пробах, охваты-
вающих весь диапазон колебаний состава
РУД.
Показатели обогащения по полной и мо-
делирующей схемам для одной и той же руды
должны быть одинаковыми либо между ними
должны быть установлены строгие зависи-
мости, что обеспечивается разработкой мо-
делирующей схемы на навеске (масса до 50 кг
и более), отквартованной от представитель-
ной минерал ого-технологи ческой пообы.
Моделирующие технологические схемы
в зависимости от особенностей вещественного
состава и строения руд могут меняться от
относительно сложных, в значительной сте-
пени повторяющих полные схемы, разрабо-
танные для обогащения природных типов
руд, до относительно простых. Для трудно-
обогатимых руд при получении по малым
пробам низких показателей обогащения по-
мимо исследований по стандартным схемам
и режимам необходимо проводить дополни-
тельные поисковые исследования в целях
повышения показателей обогащения и уточ-
нения технологической классификации
РУД-
Принципиальная схема последовательности
проведения работ по технологической оценке
запасов руд при разведке с использованием
геологе-технологического картирования яре-
дусматривает отбор представительных тех-
нологических проб и получение всех необхо-
245
димых данных для разработки промышленных
схем и режимов обогащения.
Принципиальная схема технологической
оценки запасов руд при разведке и
использовании геолого-техиологического
картирования
1. Составление геологической документации
разведочных выработок, изучение шлифов
н аншлифов
2. Отбор рядовых разведочных проб
I
3. Определение в рядовых пробах содержа-
ния основных полезных компонентов; ми-
нералогические и петрографические иссле-
дования
I
4. Выделение природных минералого-петро-
графических типов и разновидностей руд
I
5. Составление групповых проб
I
6. Определение в групповых пробах содер-
жания основных полезных и сопутствующих
компонентов
I
7. Отбор минералого-технологических проб,
характеризующих природные типы (масса
150—300 кг и более, количество 5S)
I
8. Разработка на минер алого-технологиче-
ских пробах принципиальных схем и режи-
мов технологической переработки руд раз-
личных природных типов
I
9. Разработка стандартных схем технологи-
ческой оценки малых проб для различных
типов руд на навесках 40—50 кг, откварто-
ванных от материала минералого-техноло-
гических проб
I
10. Технологическая оценка малых проб по
стандартным схемам; изучение вещественного
состава и важнейших физнко-механических
свойств на материале многих проб (масса
проб до 40—50 кг, количество до 200)
1
11. Математическая обработка результатов
исследований малых проб, выделение тех-
нологических типов и сортов
I
12. Оконтуривание технологических типов
н сортов на геолого-технологических планах
и разрезах
13. Отбор техно-
логических проб,
характеризующих
технологические
типы и сорта руд
(масса 1,5 т и
более)
16. Технологиче-
ские испытания руд
на опытных фаб-
риках и установ-
ках, работающих
на развсдуемых
месторождениях
14. Технологические исследования типовых
и сортовых проб в лабораторных и укруп-
ненных лабораторных масштабах
1
15. Отбор и испытания полупромышленных
проб
1
Примечание. 1 —12 — предва-
рительная разведка; 8—16 — детальная раз-
ведка.
§ 2. Способы отбора
технологических проб
Пробы для технологических исследований
отбирают несколькими способами.
Керновый способ. Если место-
рождение не вскрыто горными выработками,
а колонковое бурение при разведке про-
ведено по частой сетке скважин, то техноло-
гическую пробу можно составить из рудных
кернов (из половинок или четвертей керна,
расколотого вдоль оси).
Точечный способ. Точки отбора
проб намечают по целику в забое, по стенкам
выработок или в естественных обнажениях.
Из намеченных по определенной системе те-
чек отбивают кусочки руды массой 50—200 г
(частные пробы), составляющие начальную
пробу. Масса проб, отбираемых по точечному
способу, небольшая и зависит от крепости
опробуемого материала и числа точек отбора.
Ь Проз довы й способ. Этот способ
применяют для опробования пластовых и
жильных месторождений. На поверхности
обнажения (забоя) высекают борозду постоян-
ной ширины, направленную по линии наи-
большего изменения содержания основного
компонента (обычно по мощности или вкрест
простирания рудной залежи). В зависимости
от крепости руды, равномерности орудене-
ния и необходимой массы пробы борозда
может иметь шнрииу 2—20 см, глубину 1—
10 см, а масса пробы с 1 м борозды состав-
ляет 0,5—50 кг.р
Задирковый способ. Если из
выработки должна быть отобрана проба боль-
шой массы, а площадь взятия ее мала, пробу
берут сплошной задиркой по всей поверх-
ности обнажения рудного тела. Глубина слоя
246
задирки — от нескольких сантиметров до
нескольких дециметров. В зависимости от
площади задирки масса пробы может дости-
гать нескольких тонн.
Валовой способ. Этот способ при-
меняют для отбора проб большой массы
(более 1,0—2,0 т) в качестве контрольного и
при весьма неравномерном распределении
полезных компонентов в рудных телах. В этом
случае в пробу поступает вся рудная масса,
добываемая из забоя. При большой произво-
дительности забоя добытую массу руды можно
сократить.
Выборочный способ. Этот спо-
соб применяют при перелопачивании добы-
той руды или ее транспортирования. В пробу
отбрасывают материал каждой пятой, деся-
той или двадцатой лопаты, а при погрузке
или разгрузке отбирают каждую пятую,
десятую или двадцатую вагонетку, т. е.
5—20 % массы добытой или транспортируе-
мой руды.
От добытых (взорванных) руд, находящихся
в штабелях, на складах, в отвалах, в уступах
карьеров и т. д., технологические пробы от-
бирают одним из следующих способов.
Способ вычер пывання. Поверх-
ность опробуемой руды делят на квадраты
или прямоугольники, в центре или по углам
которых делают углубления до 0,5 м. Из каж-
дого углубления совком или лопатой отби-
рают частные пробы, составляющие общую
.или начальную технологическую пробу. Если
требуется сохранить представительность
пробы по крупности или гранулометрическому
составу, в пробу отбирают все фракции в том
же соотношении, в котором они находятся
в опробуемой массе.
Если сохранения представительности пробы
по крупности и гранулометрическому со-
ставу не требуется, то для обеспечения не-
обходимой массы пробы отч крупных кусков,
встречающихся в точках отбора, молотком
отбивают более мелкие куски, общая масса
которых для каждой точки вместе с мелочью
должна находиться в пределах установленной
заранее массы частной пробы.
Этим же способом при необходимости от-
бирают пробы от руд, находящихся в желез-
нодорожных вагонах, трюмах судов и в дру-
гих транспортных емкостях.
Шурфы используют для отбора техно-
логических проб, если в залежи или рудном
отвале находятся разности руды различного
гранулометрического состава. Число и поря-
док размещения шурфов по залежи или от-
валу намечают с учетом характеристики сте-
пени неоднородности, экономических и тех-
нологических соображений. Как правило,
один шурф приходится на 50—100 м2 площади
залежи или отвала. Материал, полученный
при проходке шурфа, полностью или после
сокращения до необходимой массы составляет
технологическую пробу.
Способом канав отбирают тех-
нологические пробы из хвостохранилищ и
отвалов небольшой высоты (до 1 м). Материал
для пробы отбирают из взаимно перпендику-
лярных канав глубиной до 0,5 м.
При отборе проб составляют акты и пас-
порта проб. В акты по отбору проб вносят
следующие сведения: наименование и номер
пробы, место и время ее отбора, методику
отбора, количество частных проб и систему
их расположения на опробуемом участке,
массу частных и общей проб, химический н
минеральный состав частных и общей проб-
и другие данные, а также фамилии и долж-
ности лиц, отобравших пробу. В паспорте
пробы приводят: химический и минеральный
состав общей пробы и составляющих ее част-
ных проб, характеризующих отдельные уча-
стки, текстурно-структурную характеристику
опробованных участков рудного тела, тип
и сорт руды, количественное соотношение
в пробе различных природных типов руд и
содержание в них полезных и вредных ком-
понентов, объем и характеристику разу-
боживающих пород, крупность, влажность
материала пробы и т. д., а также заключение
о представительности пробы. Паспорт пробы
сопровождается графическими документами,
геологическими зарисовками и описанием
мест отбора пробы, схемой отбора и сокра-
щения пробы.
Технологические пробы отбирают согласно
техническим условиям, в которых указывают;
цель опробования, способ отбора, характе-
ристику пробы (вещественный состав, круп-
ность), число частных проб и их массу, массу
общей пробы, количественные соотношения
природных типов руд, входящих в пробу,
место отбора пробы, схему отбора и сокра-
щения пробы, процент разубоживания и ха-
рактеристику разубоживающей массы и др.
К техническим условиям прилагают графи-
ческие документы с указанием разведочных
выработок и рудных интервалов, из которых
должна отбираться проба и другие материалы.
§ 3. Подготовка технологических
проб к испытаниям
Масса технологической пробы определяется
масштабом исследований и составляет от 50—
5000 кг при лабораторных исследованиях до
нескольких десятков, сотен или тысяч тонн
при полупромышленных и промышленных
испытаниях, проводимых на опытных или
действующих обогатительных фабриках.
После изучения паспорта пробы и ее макро-
скопического просмотра намечают техноло-
гические процессы для испытания пробы
на обогатимость, определяют количество,
массу и крупность проб для отдельных испы-
таний, а также необходимые анализы для
изучения вещественного состава пробы.
Пробы подготавливают по заранее состав-
ленной схеме с учетом начальной и конечной
массы пробы, ее физической нли механической
характеристики, цели и способа последующих
анализов и исследований.
В качестве примера на рис. VI.1 показана
схема подготовки технологической пробы
медной руды к испытаниям. Начальная
масса пробы 1000 кг, наибольшая крупность
кусков 50 мм.
247
Технологическая лроба
0g-tOQSк B№-50iчн
Отбор штуврных
образцов
Грохочение
~2бн»
Перемешивание
*£
*/4
Дробление
Сокращение
Резерв, гравитационные
опыты, права Зля сито-
вого анализа (алЗОлг}.
Проба для отбора штир- I п -гсп,
mix образцов я ч"< /3(л-1 z—-----------л
Грохочение Г
г №м* I
-!Снн
Перемешивание г
(колруо и конур) I— Дробление.
Резерв, гравитационные р/е |СХ
опыты, проба для гитова- блоаДСУ
го анализа {рщ.9кг> гг.„..л. ! 7
V Грохочение
~3нн
Перемешивание
/?лл фл&ящйым’ыг а
гравитационных оти-
тов Проба Зал ситрЗо- .
гр анализа (т,*о,3кг)_
Проба Зля нинералоги-'
какого анализа
вр^вДкг)
Дробление
Сокращение
Сушка
Рис. VI.1. Схема подготовки технологической
пробы медной руды к испытаниям
Л,ля. химического, фазового и количествен-
ного минералогического анализов требуются
конечные пробы руды массой около 125 г
каждая с дубликатами такой же массы, для
пробирного анализа — проба массой около
500 г сдубликатом. От технологической пробы
отбираются образцы для качественного изу-
чения минерального состава руды (более
1,5 кг), а также пробы для ситовых анализов
продуктов дробления на разных стадиях
подготовки.
Массы проб для ситовых анализов устанав-
ливаются в зависимости от максимального
размера зерен по формуле (VII.8)* Минималь-
ная масса, до которой может быть сокращена
технологическая проба при сохранении ее
представительности, определяется по фор-
муле (VII.9).
248
Практически масса пробы на каждой ез
стадий подготовки должна быть не только
не меньше расчетной минимальной массы,
но также достаточной для проведения необ-
ходимых испытаний на материале соответ-
ствующей крупности.
Если обработка технологических проб-
затруднена вследствие их повышенной влаж-
ности, применяют подсушку. При воз-
душной подсушке больших проб их рассы-
пают тонким слоем на чистой бетонной, ме-
таллической или деревянной площадке в
время от времени перелопачивают. Неболь-
шие пробы (до нескольких килограммов
подсушивают при температуре 378—383 К.
Пробы, содержащие куски более 25 хм.
д р о б я т в щековых дробилках (лаборатос-
ных или полупромышленных размеров), а
пробы крупностью 3—10 мм — в валковых
дробилках. Дальнейшее измельчение
проб до крупности 0,1 мм производят в диско-
вых н других истирателях, мельницах, меха-
низированных и ручных металлических, фар-
форовых или агатовых ступках. При измель-
чении в дисковых истирателях пробы могу-
загрязняться железом. Поэтому периоди-
чески ставят параллельные опыты по измель-
чению проб в фарфоровой или агатовой ступке
для сравнения содержания железа в этих
пробах. Предварительное и проверочное
грохочение проб производят на меха-
нических или ручных грохотах и ситах.
При подготовке пробы для определения
влажности следует иметь в виду, что в про-
цессе дробления начальная влажность прей
снижается (в летнее время на 10, а в зимнее
на 7 % относительно начальной).
Перемешивают пробы перелопачи-
ванием, способом кольца и конус?, перекаты-
ванием на мягкой подстилке, а также в меха-
нических смесителях; сокращают пробы
квартованием, квадратованием и другими
способами, а также специальными устрой-
ствами — сократителями.
Перелопачивание применяют
при массе начальных проб крупностью
до ЮО мм от нескольких сот килограммов до
нескольких тонн. Пробу несколько раз пере-
брасывают лопатами из одной кучи в другую.
Наилучшее перемешивание достигается прв
отборе руды лопатой из разных мест кучи.
Способ кольца и конуса ре-
комендуется многими стандартами по обра-
ботке проб полезных ископаемых. Пробу
лопатами раскладывают в кольцо, затем пере-
брасывают в центр кольца на конус. Для
сохранения вертикального положения оси
конуса в центре кольца ставят шест или ко-
ническую воронку на стойках. В последнем
случае проба из кольца на конус насыпается
через воронку. После образования конуса
оставшуюся мелочь собирают и высыпают
на вершину конуса. Допускается сбор мелочи
к основанию конуса, равномерно по его пе-
риферии. Затем конус разворачивают в диск
доской, поставленной ребром на вершину
конуса, материал снова раскладывают в коль-
цо, после чего операцию повторяют (до трех
раз). Этот способ применяют также в сочета-
нии с сокращением методом квартования,
при котором сегрегация на точности сокра-
щения не отражается. Когда проба в послед-
ний раз развернута в диск, его делят на че-
тыре квадранта. Два противолежащих ква-
дранта отбрасывают, а два других объеди-
няют, смешивают по способу кольца и ко-
нуса и снова квартуют. Квартование повто-
ряют до получения массы, равной минималь-
ной расчетной массе пробы.
Небольшие пробы крупностью до 25 мм
сокращают на желобчатых сократите-
Л Я X.
В каждом приеме сокращения способом
квартования или на желобчатых сократите-
лях проба делится на две более или менее
равные части. Следовательно, если началь-
ная проба в V раз больше минимально не-
обходимой, то число приемов сокращения
такой пробы определяется по формуле
т = 3,32 1g N. (VI.1)
Если при этом число т получается дробным,
его следует округлить до меньшего целого
числа.
При сокращении квадратованием
(вычерпыванием) перемешанную пробу раз-
равнивают на клеенке и линейкой или спе-
циально изготовленной для этого решеткой
делят на квадраты. Затем из квадратов сов-
ком для сокращения отбирают пробу так,
чтобы совок или лопатка захватывали всю
толщину слоя. Квадратование применяют
при отборе проб для химического анализа,
т. е. для материала крупностью мельче 0,1 мм.
Отобранные пробы на химический, грануло-
метрический и минеральный состав исполь-
Рнс. VI.2. ПринципиальЕ1ая схема исследования
вещественного состава руды
зуют для исследования вещественного состава
РУД-
Подготовленную технологическую пробу
направляют на исследование обогатимости
РУД-
Глава 2
Исследование вещественного
состава руд и продуктов
обогащения
Выбор наиболее рациональной схемы обога-
щения полезных ископаемых сложного ве-
щественного состава возможен только на
основе детального исследования их состава
и взаимосвязи главных минеральных компо-
нентов (рис. VI.2); в других случаях необ-
ходимо исследование хотя бы качественного
вещественного состава [41].
§ L Элементный анализ
Для правильного выбора метода элементного
анализа руд необходимо знать минеральный
состав пробы руды. Всегда бывает полезен
предварительный качественный или полу-
количественный спектральный анализ. Во
многих случаях целесообразно сочетание
химического, физико-химического и спект-
рального анализа. Число определений и
степень точности их зависят от задачи ис-
следования. В каждом отдельном случае пол-
нота анализа исходной пробы должна опре-
деляться совместно технологом-обогатите-
лем и аналитиком.
Обычно бывает достаточно 10—12 опреде-
лений, включая определения извлекаемых
элементов, вредных примесей и некоторых
Технологическая права
Г---------------
Измельчение
Минералогические ов-
_______разцы________
Подготовка и класса -
грикация по типам
распределения и круп-
ностпи рудныхминера-
спект-
раль-
ный
Химическая права
Анализ
химический
элемент-
ный.
Jtaao-
'ый
рент-
гено-
метри-
ческий
Терми-
чес-
кий
Средняя права, круп -
ность -з ил и - / нм
f-----------------1
Класситри- Разделение
кация по на монома -
крупности нерильные
Фракции
Исследования
макраско - микроско-
пические пические
пические
Химика-манералигичес-
кие исследования .
_____________£__________________________i
^Качественный мине - 1 ^Элементарный состав,распре^
I ральный состав,форма, | деление металлов по рудным |
\ размеры и пространст-1 минералам,уточнение диаг- >
। венное распределение ностики минералов {
минеральных в ключе- I J I
Iний и их агрегатов | 1 ।
^Коли чествеммый м(ы1
| нерильный состав, ।
। характер ассоциа -
иийминералов,осво-\
I вождем ие минералов I
| из сростков при из - i
\ррельчемии j
249
сопутствующих компонентов породы. В пол-
ном анализе только для выяснения состава
вмещающей породы минимальное число ком-
понентов, подлежащих определению, мо-
жет быть свыше 10. Колебания для суммы
определений полного анализа допускаются
от 99,75 до 100,5 %.
Содержание благородных металлов оп-
ределяют с помощью химического или спек-
трального анализов, предварительно скон-
центрировав металлы химическими или про-
бирными методами. Из новых методов ана-
лиза руд большое значение приобретает ме-
тод атомной абсорбции (прямой н с предва-
рительным концентрированием), широко
применяемый для определения цветных и
благородных металлов во всех рудах.
При текущем $ контроле технологического
процесса производят единичные определения
содержания элементов ускоренными или экс-
прессными методами: спектральным, рентгено-
спектральным, атомно-абсорбционным, по-
лярографическим, потенциометрическим,
полумнкро- и микроанализами.
Результаты элементного анализа всегда
включают ту или иную погрешность, которая
зависит от точности отбора и подготовки
пробы, степени ее измельчения и условий хра-
нения, точности применяемых методов ана-
лиза, квалификации аналитиков и других
условий. Качество анализов проверяют по
контрольным параллельным или дубликат-
ным пробам и по расчету баланса интересую-
щего элемента в продуктах обогащения.
Кроме случайных отклонений в сторону за-
вышения или занижения содержания опреде-
ляемого элемента, возможны систематиче-
ские погрешности анализа в одну сторону.
Такие погрешности выявляют с помощью
эталонных проб или стандартных образцов,
анализ которых выполняют в специальных
лабораториях или направляя дубликаты проб
в отраслевые арбитражные лаборатории.
С помощью элементного анализа можно оп-
ределить содержание только отдельных эле-
ментов в исследуемом материале поэтому он
позволяет рассчитать вещественный состав
лишь сравнительно простой по составу руды.
§ 2. Определение минерального
состава руды и продуктов
обогащения
Методы концентрации минералов в целях
получения мономинеральных фракций
При исследовании руд как объектов обога-
щения широко применяют предварительное
получение образцов с высоким содержанием
исследуемых минералов (не менее 80 %) —
мономинеральных фракций, что значительно
облегчает минералогу диагностику рудных
минералов,установление их состава и свойств,
характера ассоциации, позволяет выявить
изоморфизм, а также предоставляет химику
возможность выяснения растворимости ми-
нералов [90 ].
250
В процессе выделения мономинеральных
фракций можно получить полезные данные
для технолога: максимальное содержание
рудного минерала в концентрате я минималь-
ное в отвальных хвостах, необходимую сте-
пень измельчения для освобождения рудных
минералов из сростков.
Выбор метода получения минеральных
фракций зависит главным образом от харак-
тера исследуемого материала (вещественного
состава, крупности включений отдельных
минералов, их магнитных свойств, плот-
ности и т. д.), а также от поставленных перед
исследователями целей. В тех случаях, когда
удается получить отдельные фракции, приб-
лижающиеся к мономииеральным, дается
непосредственная количественная оценка
содержания того или иного минерала, уста-
навливается крупность его зерен и количе-
ственный состав. Основную сложность при
получении мономинеральных фракций соз-
дают близость физических свойств многих
минералов и необходимость в большинстве
случаев очень тонкого измельчения исход-
ного продукта (до 10—20 мкм), весьма за-
трудняющего разделение. Однако в послед-
ние годы сделаны значительные успехи в кон-
струировании приборов, позволяющих по-
высить степень разделения минералов.
Разделение минералов по плотности боль-
шей частью осуществляется в тяжелых
жидкостях (табл. VI. 1). Плотность тяжелой
среды может быть повышена до 4,5-5 г/см3
при использовании легкоплавких солей и
металлов.
При необходимости выделения минералов
с более высокой плотностью используют та-
кие приборы, как суперпаннер Холтейна,
микропаннер Мюллера, инфрасайзер, конус
Раушенбуша, магнитно-гидростатический
сепаратор.
На разделение обычно направляется клас-
сифицированный материал. В зависимости
от размера зерен, разности в плотностях
жидкости и разделяемых материалов, а также
вязкости жидкости применяют разделение
простым отстаиванием (в стаканах, делитель-
ных воронках и т. д.) и разделение в периоди-
ческих и непрерывно действующих центри-
фугах (навески от граммов до сотен граммов).
Чем больше разница в плотностях разделяе-
мых минералов и чем крупнее их включения,
тем легче осуществить высокую концентра-
цию в тяжелых фракциях рудных минералов
и тем ближе по составу эти фракции к моно-
минеральным. Зернистые материалы с раз-
мером зерен нс менее 0,15 мм можно разде-
лять в делительных воронках или в стакан-
чиках без перечистки фракций. Тонкодис-
персный материал оседает в тяжелых жидко-
стях очень медленно вследствие их значи-
тельной вязкости, поэтому его разделяют
в основном в стаканчиковых центрифугах
(вместимость стаканчиков 50 100 см3, ча-
стота вращения 50—75 с"1, или 3000—
4500 мин '1). При значительном содержании
тонкодисперсного материала (10—40 мкм) или
при необходимости разделения материала
с разницей в плотностях всего 0,1—0,2 г/см*
Таблица VI.1
Основные характеристики тяжелых жидкостей, применяемых для разделения минералов
Жидкость Химический состав Плот- ность, г/сма Макси- мальная вязкость, Па- с Промывочная жидкость
Бромоформ СНВг3 2,89 0,0022 Спирт, эфир, бензин, бен- зол
М-163 — 2,9 — Спирт
М-44 Zn Js + BaJ3 2,9 — Вода
М-45 BaJ2 -f- CdJ3 3,0 —.
Тетрабромэтан C2H2 Вгд 2,96 — Спирт, бензин, эфир, хло- роформ
Туле H2JS+ 2 KJ 3,17 0,0107 Вода
Йодистый метилен CH3J3 3,32 0,04 Спирт, эфир, бензин, бен- зол
Сушина — Рорбаха BaJ3 —{- H3J 3 3,5 —. Вода + KJ
Клеричи C2H2O3T12 + HCO3T1 4,27 0,05 Вода
требуется неоднократная перечистка фракций.
В супер центрифугах (частота вращения
166,7 с-1, или 10 000 мин-1) удается удовлет-
ворительно разделить материал крупностью
до 10 мкм, ио на эту операцию затрачивается
значительно больше времени, чем при раз-
делении зернистого материала.
Плотность жидкости подбирают в зависи-
мости от минерального состава исследуемой
руды. Деление пробы начинают в более де-
шевых жидкостях с малой плотностью с тем,
чтобы на операции деления в жидкостях с вы-
сокой плотностью приходилась возможно
меньшая доля исходной навески.
Дифференцируя минералы по фракциям,
выделяют легкую фракцию плотностью ме-
нее 2,9 г/см3, фактически представляющую
собой только пустую породу с незначитель-
ным количеством рудных минералов весьма
тонкой (эмульсионной) вкрапленности, ко-
торые при физических методах обогащения
не могут быть извлечены и являются мини-
мальными безвозвратными потерями при дай-
ной крупности измельчения.
Промежуточные фракции плотностью 2,9—
3,4 г/см3 содержат значительное количество
тонких сростков рудиых минералов с породой
и являются наиболее труднообогатимыми.
В них может находиться значительная часть
теряемых металлов.
В тяжелых фракциях концентрируются
свободные зерна и сростки рудных минералов,
а также крупные сростки их с породой, ха-
рактеризующие потери сопутствующих ме-
таллов в концентратах основных металлов,
а также минимальное загрязнение их породой.
В некоторых случаях состав фракции плот-
ностью более 4,2 г/см3 дает представление
о составе конечного коллективного или се-
лективного концентратов.
Разделение исследуемого продукта на
фракции с помощью тяжелых жидкостей ха-
рактеризуется высокой эффективностью раз-
деления минералов и высокой чистотой полу-
чаемых фракций; способ требует сравнительно
простой аппаратуры.
Для разделения по плотности немагнитных
минералов успешно применяется магнитно-
гидростатическая сепарация. В выпускае-
мых в настоящее время аппаратах МГС-1
в искусственно утяжеленной жидкости t раз-
деляют немагнитные минералы с плотностью
2,5—7,5 г/см3. В сепараторе МГС-1 можно
утяжелить жидкость до 19,5 г/см3. Однако
методом МГС-сепарации можно разделить
минералы по плотности, если магнитная вос-
приимчивость сепарируемых минералов
меньше, чем магнитная восприимчивость
рабочей жидкости.
Наиболее удобными и дешевыми парамаг-
нитными жидкостями являются хлорид и
бромид марганца. Имеется значительный
положительный опыт разделения в растворе
хлорида марганца на мономинеральные
фракции смесей минералов, состоящих из
золота, киновари, галенита, арсенопирита,
пирита, циркона, апатита, кварца.
Разделение минералов в маг-
нитном поле осуществляется на ос-
нове различия удельной магнитной восприим-
чивости, которая изменяется в пределах
(0,2—700)* Ю“в г/см3. Материал крупностью
более 0,1 мм можно разделить на пять фрак-
ций универсальным постоянным магнитом
Сочнева С-5 с четырьмя полюсами, характе-
ризующимися различной интенсивностью
магнитного поля. Например, таким образом
можно разделить группу минералов, состоя-
щую из магнетита, ильменита, вольфрамита,
монацита, пирита. Минералы с близкой маг-
нитной восприимчивостью можно разделять
на электромагнитных анализаторах СЭМ-1,
УЭМ-1Т и СИМ-1. На приборах СЭМ-1 и
УЭМ-1Т можно проводить сухую и мокрую
сепарацию при оптимальном пределе круп-
ности зерен 0,03—0,3 мм. Результаты сепа-
рации улучшаются при предварительной клас-
сификации материала. Эти приборы позволяют
выделить в виде мономинеральных фракций
(чистотой до 99 %) такие минералы, как маг-
нетит, титаномагнетит, гематит, хлорит, ам-
фибол, гранат и др., и вследствие высокой
251
интенсивности магнитного поля, превосходя-
щей во много раз интенсивность поля обыч-
ных электромагнитов, такие минералы, ко-
торые ранее было принято считать немагнит-
ными.
Разделение минералов в
электрическом поле основано иа
различии в их проводимости. Например, вы-
сокая относительная проводимость (более 4)
установлена у корунда, смитсонита, араго-
нита, гранита, хризолита, топаза, апатита,
вульфенита; низкая (менее 2) — у графита,
борнита, ковеллина, флюорита, пиролюзита.
Однако относительная проводимость минера-
лов может значительно измениться в зависи-
мости от содержания в них примесей.
При электрической сепарации существен-
ное значение имеет поверхностная проводи-
мость. Разделение минералов происходит
эффективно при крупности частиц не менее
0,2 мм, лишь в некоторых случаях размер
зерен может быть понижен до 0,1 мм. По-
этому перед сепарацией отмывают шламы.
При наличии на частицах минералов желези-
стых пленок зернистую часть обрабатывают
3—5 % -ным раствором соляной кислоты или
ультразвуком. Тщательно промытый водой
материал отфильтровывают и высушивают.
Кроме того, его следует нагревать перед се-
парацией до 330—350 К Для полного удале-
ния поверхностных пленок воды.
При сепарации рудных порошков в лабора-
торных условиях наибольшее распростране-
ние получили коронные сепараторы ЭКС.
Отечественная промышленность выпускает
сепараторы ЭКС-2 и ЭКС-3.
Другие* физические и физи-
ко-химические методы
нцентрации минералов так-
же позволяют получить минеральные фрак-
ции с высоким содержанием основного ми-
нерала. Это — флотация (выделение различ-
ных сульфидов, шеелита, слюды, талька,
самородной серы и т. д.), электрофоретиче-
ское разделение глинистых суспензий, ди-
электрическая сепарация, декрипитация,
разделение минералов на липких поверхно-
стях, по форме зерен и трению.
Химическая доводка мине-
ральных фракций необходима
в тех случаях, когда при тесном прорастании
минералов, доходящем до эмульсионной
вкрапленности, или значительном содержании
тонкодисперсных частиц указанные выше
методы могут значительно повысить концен-
трацию того или иного минерала, но не обес-
печивают получения фракций, близких по
составу к мономинер а л ьным.
Для доводки полиминеральных фракций
весьма эффективным может оказаться изби-
рательное растворение сопутствующих ми-
нералов. Путем соответствующей обработки
фракций определенными растворителями
можно удалить полностью некоторые мине-
ралы. Иногда оказывается достаточной пред-
варительная обработка исходного материала
растворителями для удаления с поверхности
минералов некоторых соединений, обычно
окислов железа.
252
В зависимости от минерального состава
полиметаллических фракций для удаления
сопутствующих минералов применяют рас-
творы минеральных и органических кислот,
щелочей, соды различных концентраций.
Наиболее эффективно такая обработка про-
текает, если концентрируемый минерал
весьма инертен к большинству реагентов
(например, золото, платиноиды, касситерит,
хромит, самородная сера, кварц, корунд).
Если в составе фракции имеются легкораство-
римые минералы (кальцит, малахит, азурит,
пирротин, сфалерит и т. д.), то при избира-
тельном растворении удается удалить их
полностью, практически не затронув других
рудных минералов [90].
При химической доводке минеральных
фракций возможны следующие варианты.
1. Растворяемые минералы легко разла-
гаются полностью, а продукты реакции или
переходят в раствор, или удаляются в газо-
образной форме. После окончания разло-
жения достаточно отфильтровать нераство-
римый остаток, хорошо промыть его и вы-
сушить. При этом обычно получают монс-
минеральную фракцию.
2. Растворяемые минералы разлагаются
полностью, но при этом образуется нераство-
римый остаток меньшей плотности, чем
инертный к растворителю рудный минерал.
Последний легко можно выделить центри-
фугированием нерастворимого остатка в тя-
желой жидкости с плотностью около 2,8—
3 г/см3.
3. Растворяемые минералы разлагаются
только частично, так как на их поверх-
ности отлагается пленка одного из продуктов
реакции, препятствующая доступу раство-
рителя. Например, при обработке смеси вольф-
рамита и шеелита раствором азотной или со-
ляной кислоты вначале происходит интенсив-
ное разложение шеелита, но затем оно резко
замедляется в результате образования на
зернах шеелита плотной пленки вольфрамо-
вой кислоты. В этом случае раствор отфиль-
тровывают, остаток промывают водой, а за-
тем обрабатывают горячим раствором ам-
миака для растворения вольфрамовой кис-
лоты. Промытый остаток смеси минералов
повторно обрабатывают кислотой. В резуль-
тате такой двукратной или трехкратной об-
работки удается полностью растворить шее-
лит, затронув лишь в небольшой степени воль-
фрамит.
Минералогический анализ
При определении минерального состава пробы
и продуктов обогащения основным методом
остается оптический. Прозрачные шлифы
исследуют в проходящем свете, полирован-
ные — в отраженном. Для уверенной диаг-
ностики минералов оптический метод до-
полняют другими — локальным спектраль-
ным, рентгенометрическим, термическим,
электронной микроскопией, электроногра-
фией и, наконец, локальным рентгеноспек-
тральным (микрозондовым).
Первый этап минералогического анализа —
визуальное изучение штуфного материала
минералогической пробы невооруженным
глазом и с помощью бинокулярного микро-
скопа. При этом устанавливаются текстура
руд и пород, характер оруденения, пример-
ные размеры минеральных обособлений
(зернистость) и признаки измененности руды
(ожелезненис, окисленность и т. д.). Затем
под микроскопом исследуют прозрачные и
полированные шлифы, изготовленные из
штуфного материала в целях определения
минерального состава руды, размеров ми-
неральных обособлений, структурных осо-
бенностей, характера срастаний, наличия
или отсутствия эмульсионных включений
и т. н. При определении минерального со-
става используют все виды оптической диаг-
ностики — измерение оптических констант,
микротвердости, микрохимические реакции,
диагностическое и структурное травление и
окрашивание.
Количественному минералогическому ана-
лизу подвергают препараты, приготовленные
из средней пробы, т. е. измельченной, усред-
ненной и рассеянной на классы крупности.
При содержании извлекаемого минерала
больше 1 % материал рассева ют па три
(реже четыре) класса крупности, в которых
подсчитывают зерна минерала. При содер-
жании минерала меньше 0,8—0,5 % подсчет
ведут в 9—12 классах крупности. Прибли-
женный подсчет можно проводить в «рыхлом»
несцементированном материале с помощью
бинокулярного микроскопа. Этот метод неу-
добен для материала крупностью менее 0,2 мм
и совершенно непригоден для подсчета суль-
фидных минералов.
Обычно подсчет ведут одним из трех ме-
тодов — площадным, линейным или точеч-
ным, имеющих довольно большую погреш-
ность, поэтому результаты подсчетов следует
обязательно согласовать с данными химиче-
ского фазового анализа. Для получения до-
стоверных данных необходимо подсчитать
не менее 400—500 зерен (для подсчетов в шли-
фах, изготовленных из недробленого мате-
риала, — до 1000) [35].
Количественный минералогический анализ
в ряде случаев дает вполне удовлетворитель-
ные результаты, но он трудоемок и требует
изготовления шлифов. Кроме того, при раз-
мерах зерен меньше 20—25 мкм диагностика
их в шлифе затруднена, а время, необходи-
мое для подсчета, возрастает на порядок.
Для определения и количественной оценки
содержаний частиц этого размера исполь-
зуют химический фазовый, рентгенометриче-
ский, термический и микрозондовый анализы.
Химический фазовый анализ
Химический фазовый анализ, применяемый
для количественного определения содержа-
ния минералов, предусматривает избиратель-
ное растворение изучаемых минералов, осно-
ванное на различии в степени или скорости
растворения их в определенных раствори-
телях [18, 90].
Рис. VI.3. Кинетика растворения алюминиевых
минералов в 70 %-ной H,S04 при 373 К:
7 — гиббсит; 2 - бемит; 3 - диаспор; 4 — као-
лин и г
Для представления о возможной избира-
тельности растворения минералов на
рис. V1.3 и VI.4 графически обобщены ре-
зультаты изучения взаимодействия несколь-
ких растворителей с алюминиевыми и окис-
ленными медными минералами. Скорости
Рис. VI.4. Кинетика растворения окисленных ми-
нералов меди крупностью — 0.074 мм в 5%-ном
растворе NaOH с 5 % гликоколя:
/ — паратакамит; 2 малахит; 3 — атакамит;
4 — азурит; 5 - куприт; 6 — элит; 7 — хризо-
колла; е — извлечение минерала в раствор;.
Т - - время растворения
253
Навеска руды
Обработка 100 мл 5%-ного
раствора он,соомн^а?дгр-
жащего 0.5г №г505
(24ч, 36D-365K!______
Фильтрат, Остаток
Ni сульфат- |
ныи I
Обравотка Вг § воде
(наЮРмл влвм ?-Змл Вг
30мин, 291-293 К>
Остаток Фильтрат,
I . Ni сульфид-
I ный
Выделение магнитной
фракции ручным магни-
том Сочнева з Зове
Магнитная фракция.
Ni,связанный с магне-
титом
Немагнитная фрак-
ция. Ni, связанный с
силикатами (неиз -
впекаемый у
Рис. VI.5. Схема фазового химического анализа
сульфидных никелевых руд
Рис. VI.в. Схема фазового химического анализа
смешанной свинцовой руды
Навеска (отЗда5г)
Перемешивание со 100мл 25 %-н ого
раствора (14,250k)
Фильтрование .промывка
водой Л______________
Фильтрат
т 1
Pl англез и та | “
Перемешивание с200мл 15%-ного
раствора CH3COONH4, содержащего
6мл CH,СООН и 1мл НдСЬг
( 45мин)
Оста -
v ток
Фильтрование .промывка
Остаток
Т
Фальт-
j рат
РЪ церуссита
Перемешивание со 100мл 15°/оНогс
раствора содержащего
Змл СН3СООН и 15 мл Hz02 (2ч)
Ph галенита.
Фильтрование, промывка
im Оста-
ток
I Фильтрат
- - - --1 г
Ph плюмвоярозита(6и-
верит,ведант ит и
т рн ко диспергирован-
ный в породе галенит)
растворения разных алюминиевых минералов
в растворах кислот в выбранных условиях
значительно различаются, что позволило,
разработать методики химического фазового
анализа алюминиевых руд. Обработка окис-
ленных медных минералов щелочным раство-
ром гликоколя также дает возможность
количественно дифференцировать эти мине-
ралы на две группы, значительно отличаю-
щиеся между собой по поведению при фло-
тации руды.
Химические методы исследования позво-
ляют не только количественно определять
многие минералы, но'и устанавливать взаимо-
связь их в сложных минеральных комплек-
сах и характер вкрапленности ценных ком-
понентов.
Медине руды подвергают действию
избирательных растворителей (хлористого
аммония, *гликоколя, (цианистого калия,
унитиола и тиомочевины) для раздельного
определения сульфидов и окисленных мине-
ралов меди. Кроме того, разработаны способы
определения отдельных минералов — халь-
козина, борнита, хризоколлы, бетехтенита
и др.
Никелевые руды при фазовом
анализе также подвергают действию различ-
ных растворителей (рис. VI.5). Окисляя
сульфидные минералы перекисью водорода
или бромом в воднойкреде, определяют со-
держание сульфидного никеля, что позво-
ляет прогнозировать возможное извлечение
никеля при флотации. Избирательное рас-
творение пирротина слабыми растворами
серной, соляной или щавелевой кислоты
позволяет определить количество никеля,
тесно связанного с пирротином, и потери его
с этим минералом при обогащении.
Разработанные методы анализа медно-ни-
келевых агломератов позволяют определять
содержание никеля, меди и железа в форме
сульфатов, сульфидов, окислов и ферритов.
Химическое исследование состава агломера-
тов дает возможность судить о характере
протекающих в них физико-химических
процессов.
Полиметаллические руды
большей частью исследуют химическими ме-
тодами для установления форм соединении
свинца, цинка и меди (рис. VI.6). Разработаны
химические методы определения содержания
всех основных свинцовых минералов.
В алюминиевых рудах, часто
исследуемых методами химического фазового
анализа, определяют гиббсит, бемит, диаспор,
каолинит, корунд, нефелин, полевой шпат,
дистеновые породы. Сочетание избиратель-
ного растворения галлуазита, каолинита,
биотита с делением нерастворимых остатков
в тяжелых жидкостях позволяет количест-
венно определять алюминиевые минералы
в дистеновых, силлиманитовых и андалузи-
товых породах.
В в о л ь‘ф рамовых, молибдено-
вых и висмутсодержащих ру-
д а х с помощью кислых и щелочных раство-
рителей определяют шеелит, молибдошеелит.
вольфрамит, тунгстит, молибденит, повеллит,
254
ферромолибдлт, сульфидный, самородный и
окисленный висмут и устанавливают харак-
тер и формы проявления вольфрама, молиб-
дена и висмута в окислах железа.
о оловянных рудах определяют
станин, касситерит, гидратированные со-
единения олова, а также олово в виде изоморф-
ной примеси в гранатах и пироксенах.
В железных и марганцевых
рудах определяют основные минералы —
магнетит, гематит, сидерит, пиролюзит, гаус-
манит, родохрозит. Кроме того, разработаны
методы определения в магнетите магния и
кальция в виде изоморфных примесей и со-
единений фосфора в марганцевых ру-
дах.
Химический фазовый анализ имеет значи-
тельные преимущества перед минералогиче-
ским: позволяет обрабатывать большие коли-
чества анализируемого материала (до 10—
20 г) при малом содержании определяемого
минерала, что приводит к высокой точности.
В ряде случаев только с помощью химиче-
ского фазового анализа можно оценить коли-
чественно распределение ценного компо-
нента по минеральным составляющим: мо-
либдена, изоморфно связанного с шеелитом;
никеля, изоморфно связанного с пирроти-
ном; олова гидратированных соединений и
т. д. Продолжительность химического фазо-
вого анализа для большинства руд состав-
ляет от одного до трех дней, а в лабораториях
обогатительных фабрик экспрессный анализ
выполняется в течение одной смены. При этом
один химик может одновременно выполнить
до 10 фазовых анализов.
Обладая многими достоинствами, метод
избирательного растворения минералов
иногда не дает воспроизводимых результатов
на рудах новых месторождений из-за присут-
ствия в исследуемом материале новых мине-
ральных компонентов, взаимодействующих
с применяемым растворителем, пассивации
зереп рудных минералов образовавшимися
на них поверхностными пленками, наличия
адсорбированных соединений и изоморфных
примесей, образования микрогальваниче-
ских пар и т. и. Поэтому при изучении ве-
щественного состава каждого нового объекта
необходимо предварительно уточнить мето-
дику. а иногда и провести дополнительное
исследование. Кроме того, не всегда удается
достигнуть полной избирательности раство-
рения минералов. Возникает необходимость
введения поправочных коэффициентов, что
вносит дополнительные погрешности в анализ.
Все еще остается значительное количество
химически инертных или малоактивных к при-
меняемым растворителям минеральных со-
ставляющих руд(например, многие силикаты,
некоторые окисленные соединения различ-
ных металлов, сульфиды, карбонаты). Боль-
шинство методик химического фазового ана-
лиза дает количественную оценку распреде-
ления только одного элемента по его мине-
ралам, причем наиболее надежно определе-
ния разработаны для рудных минера-
л ов.
Рентгенометрический фазовый анализ
Рентгенометрический фазовый анализ ши-
роко применяется, главным образом, для ка-
чественной, а при разработке специальных
методик и для количественной характери-
стики минерального состава проб руды, про-
дуктов обогащения, термической и химиче-
ской их обработки. При изучении дисперсных
смесей минералов, полиморфных модифи-
каций, изоморфных замещений, ожелезнен-
ных и обохренных образований особенно
в марганцевых, алунитовых и бокситовых
рудах этот метод является единственно воз-
можным способом расшифровки минераль-
ного состава исследуемого продукта [24 ].
Рентгенометрический анализ основан на
исследовании дифракции рентгеновских
лучей (с определенной длиной волны
от плоских сеток кристаллических решеток
минералов. Каждое кристаллическое веще-
ство характеризуется определенным набором
дифракционных максимумов, получаемых
при разных углах отражения.
Анализ проводят путем съемки рентгено-
грамм от небольшого количества (не более
300 мг) порошка. При съемке на дифракто-
метре вокруг плоской кюветы с порошком,
помещенным в цилиндрическое углубление
диаметром 2—3 см, глубиной 0,5 мм, вра-
щается счетчик рентгеновских лучей. При
съемке в фотокамере вокруг столбика порошка
диаметром 0,5—0,3 мм или резинового ша-
рика, в котором находятся доли миллиграмма
порошка, закладывается фотопленка. В ре-
зультате расчета рентгенограмм получается
набор межплоскостных расстояний и соот-
ветствующих им интенсивностей. Расшиф-
ровка минерального состава ведется сравне-
нием полученных данных с данными эталон-
ных рентгенограмм минералов.
Наличие большого количества эталонных
рентгенометрических данных для минералов
(около 2000) и различных химических соеди-
нений (около 24 000) позволяет широко ис-
пользовать этот метод для диагностических
целей. Все больше применяются методики
количественного рентгенометрического ана-
лиза для тонкоизмельченных или тонкодис-
персных материалов. С помощью рентгено-
метрического метода можно также установить,
преимущественную кристаллографическую
ориентировку поверхности раскола мине-
ральных зерен (для класса крупности не ме-
нее 0,1 мм) и решить другие специальные
задачи.
Благодаря своим широким возможностям
рентгенометрический фазовый анализ можно
успешно применять при решении некоторых
специальных вопросов, возникающих в ра-
боте технологов, например, при выяснении
причин разного поведения при обогащении
разновидностей минералов одной группы.
Так, в группе халькопирита CnEeS2 близкие
по химическому составу и оптическим ха-
рактеристикам модификации отличаются
флотационными свойствами. Их рентгено-
граммы позволили выявить различие в их
кристаллических структурах. Магнитный и
255
рис. VI.7. Дифрактометрические пики сульфидов
железа:
Тг — троилит: Рап — гексагональный пирротин;
Pojvf ' ’ моноклинный пирротин
немагнитный пирротины также быстро (за
5 мин) и однозначно диагностируются по
дифрактограммам в присутствии других же-
лезосодержащих минералов (рис, VI.7).
Изоморфные примеси и дефицит двухва-
лентного железа в решетке минералов группы
магнетита изменяют их магнитные свойства.
Одновременное присутствие в пробах не-
скольких магнитных фаз окислов железа
с близкими параметрами кристаллической
структуры может быть установлено лишь
по дифрактограммам. Успешно диагности-
руются преобладающие фазы в тонких шла-
мах и отвальных хвостах для выяснения воз-
можности доизвлечения полезных компонен-
тов (например, в марганцевых рудах). Трудно-
различимые под микроскопом в измельченных
материалах карбонаты надежно устанавли-
ваются рентгенометрически. В некоторых
случаях имеется возможность определять
их количественные соотношения (например,
в смесях кальцита и доломита, кальцита и
родохрозита и др.).
К существенным недостаткам метода сле-
дует отнести невозможность анализировать
аморфные вещества и объекты с размерами
кристаллитов менее 0,01 мкм, а также срав-
нительно низкую чувствительность опреде-
ления фаз (не менее 2 %, в редких случаях
'0,5 %). Плохо раскристаллизовэнные мине-
256
ралы (такие, как монтмориллонит) отчетлив:-
обнаруживаются лишь при значительных за-
держаниях (не менее 20—25 %) в образце
В последние годы в целях ускорения '
увеличения производительности рентгенос-
ского анализа минерального сырья все боль-
шее распространение получает количествен-
ный фазовый анализ на автоматизиро-
ванных дифрактометрах, состыкованных :
ЭВМ-М6000, с прямым получением сведений
о минеральном составе проб.
Термический анализ
Дифференциально-термический ан ал и:
(ДТА) основан на физико-химических изме-
нениях, происходящих при нагревании иля
охлаждении и зависящих от состава и струк-
туры вещества. Эти изменения регистрируются
графически в виде кривой, которая характе-
ризует тепловое изменение анализируемой
пробы (эндотермический или экзотермиче-
ский эффект). Если вещество в применяемом
интервале температур не претерпевает прев-
ращений, кривая получается гладкой, без
максимумов и минимумов, что характерно для
термоинертных веществ [24]. Каждое веще-
ство имеет свою индивидуальную термическую
характеристику, отражаемую кривой ДТА,
что позволяет использовать ДТА для диагно-
стики минералов.
Наряду с методом ДТА широко разви-
термогравиметрический анализ (ТГА), ос-
нованный на фиксации изменения массы ве-
щества при нагревании.
Термические исследования и запись кри-
вых производят на различных термических
установках отечественного или зарубежного
производства, обеспечивающих получение
одной или нескольких кривых — ДТ, ТГ, Т
(температурная) и ДТГ (дифференциально-
термогравиметрическая, регистрирующая
скорость протекания реакции).
При записи кривых термического анализа
следует учитывать, что на их характер влияют
масса навески вещества, скорость нагревания,
степень измельчения вещества, плотность
его в тигле, атмосфера в печи и т. д. Для
получения четких кривых для каждой группы
минералов требуется соответствующая мето-
дика.
Термический анализ обычно применяют
при наличии в руде минералов в виде тонко-
дисперсных или коллоидных образований,
пленок, корочек, различных переходных раз-
ностей, трудно диагностируемых оптических
методом. Необходимо учитывать, что несовер-
шенство структуры и дисперсность вещества
понижают температуру диссоциации многих
минералов, изоморфные примеси могут из-
менить температуру начала или окончания
реакции и т. д.
Существуют атласы кривых и сводные
таблицы, помогающие идентифицировать
кривую термического анализа с эталонной в
таким образом диагностировать анализируе-
мый материал. Ускоренный метод записи кри-
вых нагревания обеспечивает быстроту в
массовость метода.
Особенно эффективен термический анализ
минералов зоны окисления и глинистых ми-
нералов — окислов и гидроокислов марганца
и железа, гидроокислов алюминия, алюмо-
силикатов, слюд, хлоритов, карбонатов,
сульфатов, фосфатов, арсенатов.
Электронно-зондовый
рентгеноспектральный микроанализ
Электронно-зондовый рентгеноспектраль-
ный микроанализ (РСМА) — современный
высокоэффективный метод локального эле-
ментного анализа материалов. РСМД широко
применяется в минералогии, материаловеде-
нии, физике и химии твердого тела и позво-
ляет анализировать состав материала на
участке площадью в несколько квадратных
микрометров, определяя со сравнительно
высокой чувствительностью и точностью эле-
менты от бериллия до урана, при этом ана-
лизируемый материал не разрушается.
Анализ проводят на полированных шли-
фах из кускового или измельченного мате-
риала с помощью специальных приборов —
электронно-зондовых микроапализаторов
(микрозондов). Такие приборы серийно вы-
пускают в СССР, Франции, Японии, США
и других странах [24].
В микроанализаторе пучок быстрых элек-
тронов (зонд) фокусируют в выбранной опе-
ратором точке на поверхности образца. Спек-
трометры прибора анализируют возникающее
рентгеновское излучение. Применяют два
типа спектрометров: кристалл-дифракцион-
пые (с волновой дисперсией) и полупровод-
никовые (с энергетической дисперсией). Наб-
людают за образцом и выбирают участок
для анализа с помощью оптического микро-
скопа. Современные микрозонды обычно
могут работать и как растровые электронные
микроскопы.
Наличие нескольких спектрометров, вы-
сококачественная электронная оптика, раз-
витая система обработки сигналов позво-
ляют получать разнообразную информацию
об образце. С помощью микрозонда можно
проводить локальный качественный и коли-
чественный анализ состава минералов, полу-
чать микрофотографии образца в режимах
растровой электронной микроскопии, изу-
чать распределение элементов вдоль выбран-
ных направлений с помощью концентрацион-
ных кривых, получать площадное распреде-
ление элементов с помощью так называемых
«снимков в рентгеновском излучении», в ко-
торых яркость изображения модулируется
интенсивностью рентгеновского излучения
выбранного элемента, проводить модальный
анализ. Специальные приставки позволяют
локально анализировать кристаллическую
структуру образца (метод Крсселя) и спектр
люминесценции, возбуждаемой электронным
ударом, и т. д. Включение в комплекс совре-
менных микроанализаторов ЭВМ значительно
расширило возможности РСМД, повысило
качество получаемых результатов и произво-
дительность метода.
Для получения удовлетворительных ре-
зультатов при количественном РСМД обра-
зец должен иметь плоскую, хорошо отполи-
рованную поверхность, а также обладать
хорошей электрической проводимостью, для
чего, при необходимости, на поверхность
образца наносят проводящее покрытие в виде
тонкой пленки металла или углерода. Как
правило, образцы монтируют в специальной
кассете, позволяющей фиксировать их поло-
жение в приборе. Применение стандартных
кассет повышает точность анализа в резуль-
тате уменьшения погрешностей, связанных
с установкой образца. Размеры анализируе-
мого участка зависят от диаметра зонда
(1—0,1 мкм), ускоряющего напряжения,
угла отбора излучения, состава образца, что
связано с условиями возбуждения и погло-
щения рентгеновского излучения в образце.
Практически при анализе минералов выби-
рают зерна размером не менее 5 мкм.
Чувствительность РСМД и предел обнару-
жения элемента по концентрации обычно со-
ставляют около 0,01 %, что с учетом ана-
лизируемого объема соответствует абсолют-
ному пределу обнаружения Ю"14—10'15 г.
Дисперсия для серии параллельных измере-
ний определяется статистикой счета импуль-
сов и инструментальной погрешностью. При
малой инструментальной погрешности дис-
персия близка к среднему числу импульсов,
регистрируемых за интервал времени. Точ-
ность анализа определяется подготовкой об-
разца, качеством эталонов, условиями про-
ведения анализа и способом обработки ре-
зультатов. В большинстве случаев не соблю-
дается строгая пропорциональность между
интенсивностью характеристического излу-
чения и концентрацией элементов.
Обработка экспериментальных результа-
тов для определения состава образца, т. е.
массовых и атомных концентраций его эле-
ментов, в общем случае сложна и произво-
дится с помощью ЭВМ по специальным про-
граммам. Упрощенные методы — с подбо-
ром близких по составу эталонов, учетом коэф-
фициентов влияния элементов и др. — наи-
более эффективны при изучении систем с ог-
раниченным и постоянным элементным соста-
вом, например, какой-либо одной группы
минералов или минерального ряда.
§ 3. Гранулометрический анализ
Цель гранулометрического анализа — уста-
новить распределение исходного материала
по классам крупности. Классифицированный
материал также используется для микроско-
пического анализа при определении степени
освобождения рудных минералов из сростков,
в отдельных классах крупности и для полу-
чения мономинеральных фракций [90].
Пробы рассевают механическим способом
или вручную с помощью одного или несколь-
ких наборов сит, причем сита в наборе рас-
полагают в порядке уменьшения размеров
их отверстий, начиная с самых крупных*.
* Характеристика сит приведена в первой
книге Справочника.
9 Заказ 31
257
Через сита с размерами отверстий 74 и 44 мкм
материал просеивают большей частью в вод-
ной среде.
Масса исходной пробы при необходимости
использования полученных классов круп-
ности для химического и гравитационного
анализов составляет для исходной руды до
500 г, а для хвостов обогащения до 1 кг.
На каждый рассев берется навеска не более
200 г.
Гранулометрический состав частиц круп-
ностью меньше 74 мкм определяют с помощью
седиментационного анализа — метода Саба-
нина (отмучивание). Обычно определяют вы-
ход классов -{-40; —40 -f- 20; —20 ~f- 10;
—10 мкм. После выполнения химических ана-
лизов материала этих классов крупности
рассчитывают потери металлов со шламами
в виде тонких частиц минералов, извлечение
которых в товарную продукцию представ-
ляет наибольшие трудности.
Фракцию пульпы, содержащую частицы
меньше заданной крупности, отделяют оппо-
нированием столба жидкости высотой Н (см)
после предварительного тщательного пере-
мешивания навески с водой и отстаивания
пульпы. Для навески пробы около 0,5 кг
берут трехлитровый сосуд, а высоту Н при-
нимают равной 20 см, тогда необходимое
время t (с) отстаивания суспензии составит
t = Я/и,
где v — скорость осаждения частиц диамет-
ром d (см) и плотностью б. Скорость осажде-
ния частиц определяют по формуле Стокса
v = 5450 d2 (б — 1).
Следует учитывать, что скорость осаждения
зависит нс только от крупности частиц, но
и от температуры воды.
Скорость осаждения зерен кварца в воде, см/с
Размер зерен, Температура воды, К
мкм 293 288 283
74 0,493 0,435 0,391
40 0,144 0,127 0,114
20 0,036 0,032 0,028
10 0,009 0,008 0,007
5 0,0022 0,0019 0,0017
Шламовый анализ начинают с выделения
самой тонкой фракции. При отмучивании
мелкие частицы шлама легко коагулируют,
образуя более крупные и быстро оседающие
агрегаты. В этих случаях для предотвра-
щения искажения результатов анализа к сус-
пензии перед ее перемешиванием следует
добавить небольшое количество стабилиза-
тора, например жидкого стекла (0,01—0,02%).
Операцию отмывки повторяют до тех пор,
пока слив не станет чистым. Затем анало-
гично выделяют следующую более крупную
фракцию.'Каждую полученную фракцию вы-
сушивают, взвешивают и определяют выход.
Полный гранулометрический анализ по
этой методике требует больших затрат вре-
мени. Поэтому для выяснения гранулометри-
ческой характеристики пробы применяют
специальные приборы — гранулометры (если
не нужен классифицированный материал для
последующих исследований).
§ 4. Методы определения удельной
поверхности порошков
Удельная поверхность характеризует диспер-
сное состояние твердого тела и определяется
как площадь поверхности единицы массы
твердого тела. Измерение удельной поверх-
ности необходимо для оценки крупности и
правильности формы частиц, шероховатости
их поверхности, наличия пор, для расчета
плотности сорбционного слоя флотационных
реагентов.
В последнем случае удельную поверхность
следует измерять адсорбционным способом.
Однако вследствие различия размеров мо-
лекул вещества, используемого для измере-
ния удельной поверхности, и молекул фло-
тационного реагента, а также различия ус-
ловий их адсорбции часть поверхности может
оказаться доступной для одних и недоступ-
ной для других молекул. В таких случаях
по результатам измерений можно рассчитать
лишь условное значение плотности адсорбции,
иногда значительно отличающееся от истин-
ных значений сс па разных участках поверх-
ности.
Наиболее распространены методы опреде-
ления удельной поверхности, основанные
на измерении низкотемпературной адсорбции
инертных газов и азота. В ряде случаев пред-
ставляет интерес величина удельной поверх-
ности, определяемая методами фильтрации
газа при больших и малых давлениях.
Для определения удельной поверхности
методом низкотемпературной адсорбции из-
меряют участок изотермы адсорбции и нахо-
дят объем газа Vm, необходимый для образо-
вания мономолекулярного слоя. Чаще всего
изотерму адсорбции строят по уравнению
полимолекулярной адсорбции Брунауэра—
Эммета—Теллера (метод БЭТ). Удельную
поверхность образца S рассчитывают по
формуле
S = S0VmN,
где So — площадь, занимаемая атомом ад-
сорбата; N — число Авогадро.
Низкотемпературную адсорбцию газов
измеряют как в статическом, так и в динами-
ческом режимах.
В первом случае навеску порошка пред-
варительно обезгаживают в вакууме в спе-
циальной установке. Затем загружают пор-
циями адсорбат и измеряют зависимость
адсорбции газа от давления.
258
Во втором случае (газовая хроматография)
поверхность образца сначала очищают, про-
пуская через него поток смеси гелия и газа-
адсорбата при комнатной или более высокой
температуре. Затем охлаждают образец
жидким азотом и измеряют адсорбцию, ис-
пользуя зависимость теплопроводности смеси
газов от их состава. Изменение состава
смеси газов при адсорбции регистрируется
как пик адсорбции. При нагревании образца
после удаления сосуда с жидким азотом воз-
никает пик десорбции. Площади под пиками
характеризуют величину адсорбции и должны
быть равны между собой.
Методы, основанные на фильтрации газов
через слой порошка, позволяют получать
иные величины удельной поверхности, чем
адсорбционные методы, и, не заменяя по-
следних, дают дополнительную информацию
о форме частиц и особенностях их поверх-
ности.
При фильтрации газа (воздуха) под боль-
шим давлением через слой уплотненного
материала скорость течения газа у поверх-
ности частиц близка к нулю, и основное ко-
личество газа протекает через средние части
каналов между частицами (течение Пуазейля),
В этом случае сопротивление потоку газа оп-
ределяется удельной поверхностью Sn, ко-
торая характеризует внешнюю поверхность
частиц. Поры, трещины и микрошерохова-
тости не дают вклада в Sn, которая может
отличаться от S в несколько раз.
При низком давлении, когда вероятность
столкновения молекул между собой меньше,
чем с поверхностью твердых частиц (длина
свободного пробега молекул газа больше
расстояния между частицами порошка —-
режим Кнудсена), сопротивление потоку газа
определяется величиной удельной поверх-
ности SK. В этом случае иа движение молекул
газа влияют шероховатость поверхности и
трещины, но не влияют «слепые» поры. В не-
которых случаях, например при изучении
адсорбции полимеров или налипания кол-
лоидных частиц, Sn и SK могут оказаться
более полезными, чем удельная поверхность,
найденная по низкотемпературной адсорб-
ции газа.
Для определения удельной поверхности
используют также фильтрацию газа в неуста-
новившемся режиме. В этом случае измеряют
«время запаздывания», за которое слой по-
рошка заполняется газом и устанавливается
стационарное течение. Значения удельной
поверхности, определяемые этим методом
и по низкотемпературной адсорбции газа,
оказываются близкими.
Для измерения удельной поверхности ме-
тодами фильтрации газа выпускается спе-
циальная аппаратура, в том числе приборы
Блейна—Фишера [23], ПСХ-4, АДП-1 (для
определения Sn по методу Казени—Кармана).
Глава 3
Испытания руд
на обогатимость
§ 1. Назначение испытаний
и составление программы
Испытания руд на обогатимость проводят
в целях оценки обогатимости полезных ис-
копаемых для определения и утверждения
запасов месторождения, разработки техно-
логии обогащения и получения необходимых
данных для проектирования обогатительных
фабрик, разработки новых технологических
схем и режимов для усовершенствования тех-
нологии обогащения руд на действующих
обогатительных фабриках, а также испыта-
ния новых машин и реагентов.
Испытания руд на обогатимость представ-
ляют собой комплекс разносторонних иссле-
дований: изучение вещественного состава
руды, крупности и характера вкрапленности
полезных минералов, разработку техноло-
гии обогащения выбранными методами и уста-
новление технологических показателей
с учетом комплексного использования сырья
и охраны окружающей среды. При испыта-
нии руд широко используют данные практики
обогатительных фабрик и исследовательских
работ по обогащению аналогичных руд, а
также патентную литературу для опреде-
ления наиболее перспективных направлений
исследований.
Испытания руд для оценки и утверждения
запасов месторождения проводят главным
образом в лабораторном масштабе и в сокра-
щенном объеме, так как в этом случае не тре-
буется детальная разработка технологии обо-
гащения. Для проектирования новых фабрик
или усовершенствования технологии дейст-
вующей фабрики во многих случаях проводят
испытания в три этапа (лабораторные, полу-
промышленные и промышленные). В отдель-
ных случаях проектирование фабрик осу-
ществляют по данным лишь лабораторных
испытаний [48].
Полупромышленные испытания проводят
на опытных установках непрерывного дей-
ствия или на опытных фабриках небольшой
производительности для уточнения в условиях
непрерывного процесса технологии, разрабо-
танной в лабораторном масштабе, и получае-
мых при этом технологических показателей.
Кроме того, в полупромышленном масштабе
испытывают процессы и новые аппараты, ко-
торые не поддаются моделированию в лабо-
раторных условиях.
Промышленные испытания проводят на
секциях действующих обогатительных фаб-
рик при необходимости сравнения новых схем
или режимов обогащения (в том числе новых
реагентов и оборудования) с принятыми на
фабрике.
Перед началом испытаний составляют про-
грамму и намечают перспективные техноло-
9*
259
гические процессы и схемы обогащения, а
также выбирают аппаратуру, на которой
будут проводить исследования.
При этом необходимо использовать все
имеющиеся материалы, характеризующие
месторождение, вещественный состав испытуе-
мых руд и физические свойства составляющих
руду минералов; предусмотреть возмож-
ность предварительного выделения отваль-
ных хвостов при грубом измельчении с исполь-
зованием простых и экономичных методов
обогащения (отсадки, обогащения в тяже-
лых суспензиях и др.); учесть необходимость
применения в ряде случаев подготовитель-
ных операций (дезинтеграцию, гидравличе-
скую классификацию, различные виды об-
жига, интенсификацию процессов обогаще-
ния и др.); решить вопросы комплексного
использования всех ценных компонентов
руды с учетом охраны окружающей среды,
разработкой замкнутого водооборота, без-
отходной технологии, очистки промстоков и
т. д.; использовать математические методы
планирования и моделирования.
В процессе испытаний может быть разра-
ботано несколько вариантов схем, но начи-
нать надо с наиболее простой и проверенной
практикой. Выбор наиболее эффективной
схемы обогащения осуществляется после
проведения испытаний путем технико-эко-
номического сравнения разработанных ва-
риантов.
Наиболее простыми и экономичными яв-
ляются гравитационные и магнитные методы
обогащения. Разделение в тяжелых суспен-
зиях и отсадку обычно применяют для обо-
гащения материала крупнее 6—8 мм (тяже-
лые суспензии) и 0,5 мм (отсадка). Материал
крупностью—2 мм обогащают на концентра-
ционных столах, винтовых и конусных сепа-
раторах, суживающихся желобах, шлюзах
и ДР-
Магнитную сепарацию применяют для обо-
гащения сильно- и слабомагнитных руд и
продуктов обогащения. Руды и продукты
обогащения, содержащие магнетит, магге-
мит, титаномагнетит или пирротин, испыты-
вают на обогатимость, применяя магнитную
сепарацию в слабом магнитном поле. При
испытании руд и продуктов обогащения,
содержащих окислы, гидроокислы и карбо-
наты железа и марганца, ильменит,вольфра-
мит и некоторые железистые силикаты, ис-
пользуют магнитную сепарацию в сильном
магнитном поле. Магнитную сепарацию при-
меняют также в сочетании с другими про-
цессами. Например, при содержании в рудах,
наряду с магнетитом, немагнитных окислов
железа испытывают магнитно-флотационную
и магнитно-гравитационную схемы, а также
сочетание магнитной сепарации в слабом и
сильном полях
Электрическое обогащение следует испыты-
вать в тех случаях, когда другие более эко-
номичные методы не позволяют получить
удовлетворительные результаты разделения,
а разделяемые минералы различаются по
электропроводности (особенно поверхност-
ной) или контактной электризации. Электри-
260
ческое обогащение эффективно при доводке
редкометзльных концентратов; этим мето-
дом отделяют рутил и ильменит от циркона,
монацита, ставролита, турмалина, силли-
манита, граната и кварца.
При наличии в руде золота, серебра, пла-
тины и других драгоценных металлов, не
только тесно взаимосвязанных с основными
полезными минералами, но и находящимися
в виде самостоятельных включений, преду-
сматривается их извлечение гравитацион-
ными процессами, а также цианированием,
амальгамацией, пенной сепарацией и флота-
цией.
Если ценные компоненты руды представ-
лены легкофлотяруемыми и относительно
тонковкрапленпыми минералами, то такую
руду подвергают испытанию флотацией. Для
сульфидных руд в основном применяют
флотационный метод обогащения.
Если в руде, наряду с легкофлотируемыми
минералами, содержатся относительно труд-
нофлотируемые тяжелые и хрупкие минералы,
то применяют комбинированные гравитацион-
но-флотационные схемы. В этом случае
иногда возникает необходимость предусмо-
треть операции доводки до кондиционного
качества выделенных в начале процесса
гравитационных концентратов (пленочную
и пенную флотацию, пенную и магнитную
сепарацию и др-). При наличии в руде в зна-
чительном количестве относительно круп-
ных включений ценных минералов выясняют
возможность выделения их гравитационным
или другими методами, а при наличии как
крупной, так и тонкой вкрапленности, ис-
пытывают комбинированные схемы, включаю-
щие различные методы обогащения.
При переработке труднообогатимых руд.
которые не обогащаются обычными методами,
применяют химико-металлургические (вы-
щелачивание, обжиг, пиро- и гидрометаллур-
гию и др.).
При составлении программы испытаний
на обогатимость необходимо руководство-
ваться данными, приведенными в соответ-
ствующих разделах настоящего Справоч-
ника.
Алмазные руды коренных и россып-
ных месторождений обогащают, применяя
дезинтеграцию, первичную концентрацию и
доводку чернового концентрата. Для первич-
ной концентрации используют отсадку, обо-
гащение в тяжелых средах и пенную сепа-
рацию. Доводят концентрат на липких по-
верхностях (жировой процесс), электриче-
ской сепарацией, избирательным измельче-
нием, рентгенолюминесцентной и пенной
сепарацией, разделением в тяжелых жидко-
стях. Ввиду хрупкости алмазов необходимо
предусматривать меры предосторожности при
дроблении и измельчении руды. Дробление
производится в несколько стадий с включе-
нием в каждую стадию обогатительных
операций. Благодаря высокой твердости
алмазы хорошо сопротивляются истиранию.
Поэтому при измельчении применяют исти-
рающий режим, для чего снижают частоту
вращения мельницы по 30—50 % критиче-
ской и поддерживают более высокую плот-
ность пульпы. В качестве измельчающих
тел применяют металлические шары неболь-
ших размеров, галю и куски твердых горных
пород. Наиболее тонкую фракцию (мельче
0,5—0,15 мм) алмазной рулы в настоящее
время не обогащают и она является отвальной.
Кварцевые руды в зависимости
от загрязнения кварца окислами железа
обогащают по различным схемам. Загрязнен-
ный кварц для очистки поверхности подвер-
гают предварительной оттирке или ультра-
звуковой обработке. Обработанный материал
соответствующей крупности подвергается
флотации или классификации для удаления
окислов железа, если они представлены
гидроокислами и концентрируются в шламах.
При необходимости получения кварца вы-
сокой чистоты его на конечных стадиях
обработки промывают кислотой для раство-
рения оставшихся на поверхности окислов
железа.
Ро с с ы п и золота, платины, кассите-
рита, вольфрамита, ильменита, рутила,
циркона и других минералов, находящихся
в свободном состоянии, обогащают без пред-
варительного дробления и измельчения. По-
лезные минералы россыпей, характеризую-
щиеся большой плотностью, сравнительно
легко выделяют гравитационными методами.
Перед обогащением россыпей из них удаляют
валуны, галю и посторонние предметы. Иног-
да производят обесшламливание дезинте-
грацией (промывкой, классификацией).
Первичное обогащение россыпей с макси-
мально возможным извлечением всех тяже-
лых минералов осуществляют на шлюзах,
отсадочных машинах, винтовых и конусных
сепараторах, струйных концентраторах и
других аппаратах для гравитационного
обогащения. Доводку концентрата осуществ-
ляют на концентрационных столах, флота-
цией, магнитной и электрической сепарацией.
Все операции и условия проведения испы-
таний руд на обогатимость записывают в спе-
циальный рабочий журнал, где фиксируют
дату, номер опыта, схему и условия опыта,
массу каждого продукта и результаты ана-
лизов.
Продукты обогащения подвергают хими-
ческому, минералогическому и другим мето-
дам анализа для определения содержания
основных компонентов, предусмотренных
ГОСТом и техническими условиями (включая
вредные примеси), и выявления причин по-
терь металлов в хвостах и разноименных
концентратах. Гранулометрический состав
определяют ситовым и седиментационным
(шламовым) анализами. При необходимости
конечные продукты анализируют на влаж-
ность, насыпную плотность и другие физиче-
ские параметры.
Баланс металлов в каждом опыте состав-
ляют по их фактической сухой массе и ре-
зультатам химического анализа продуктов
обогащения.
Результаты опытов лучше всего оценивать
по кривым зависимостей показателей обога-
щения от различных параметров.
После проведения испытаний руды на
обогатимость составляют отчет.
§ 2. Испытание промывкой
Для выяснения целесообразности промывки
исследуемой руды и определения возможных
технологических показателей, а также основ-
ных условий промывки проводят ориентиро-
вочные опыты на небольших навесках в со-
судах с перемешиванием. В этих опытах
жидкую и тонкодисперсную твердую фазу
отделяют от зернистого материала и оп-
ределяют содержание глины в осевшем ма-
териале. Эффективность промывки зависит
от содержания глины и ее пластичности,
крупности руды и твердости ее неразрушен-
ной части, продолжительности предвари-
тельного замачивания, продолжительности
и числа приемов промывки, удельного рас-
хода и температуры воды, реагентных до-
бавок. Укрупненные испытания проводят
в полупромышленном или промышленном
масштабах (на скрубберах, в корытных мой-
ках, в спиральных классификаторах, в ма-
лых башнях, на грохотах). Опыты по промыв-
ке крушюкускового материала проводят
только в промышленном, а мелкого — в полу-
промышленном масштабах. В лабораторных
условиях промывке обычно подвергают ма-
териал крупностью не более 10 мм.
Перед промывкой руду разделяют грохоче-
нием по крупности, например, на классы
4-25, —25 -|~ 10 и —10 мм, так как для раз-
личных классов крупности требуется разная
продолжительность промывки.
Значительно облегчает последующую про-
мывку предварительное замачивание руды,
продолжительность которого подбирается
опытным путем. Для интенсификации от-
мывки трудноразмокаемых глин монтморил-
лонитового типа иногда целесообразно при-
менение предварительной подсушки руды.
Недостатком промывки является истира-
ние рудных минералов, что приводит к обра-
зованию большого количества тонких шла-
мов (до 40—50 %). При ручной промывке
выход шламов в среднем на 5—6% меньше,
чем прн механизированной. Шламы промывки
обычно классифицируют для удаления в слив
наиболее тонкой фракции. Выделенную при
этом зернистую часть обогащают, например,
гравитационными методами, пенной и маг-
нитной сепарацией, а более тонкие фрак-
ции — флотацией. Возможны и химические
методы обогащения. Мытую рулу подвергают
гравитационному обогащению (отсадке, раз-
делению в тяжелых суспензиях) или направ-
ляют на измельчение, магнитную сепарацию
и флотацию (пенную сепарацию).
§ 3. Испытание мокрым
гравитационным обогащением
Перед началом испытаний пробу руды с по-
мощью грохочения и дробления доводят до
крупности —25 (50) мм и частично до круп-
261
ности —8 (10) мм. При наличии в руде зна-
чительного количества глинистых и охри-
стых веществ в схему испытаний вводят про-
мывку. Руду крупностью —8 мм подвергают
грохочению на классы —8 -|~ 3 (2) и
—3 (2) мм *. Класс —8 -|~ 3 мм обогащают
отсадкой с выделением иадрешетного про-
дукта и хвостов. По результатам этой опе-
рации определяют целесообразность ее вклю-
чения в схему обогащения. При низких пока-
зателях отсадки надрешетный продукт и хво-
сты ее объединяют, измельчают до —3 (2)
мм в стержневой мельнице (цикл с грохоче-
нием) и присоединяют к классу —3 (2) мм
исходной руды. Если при отсадке класса
—8 4- 3 мм выделяются хвосты с относительно
низким содержанием полезного компонента,
то из исходной руды —25 (50) мм грохоче-
нием выделяют класс —25 (50) -f- 4 мм
(около 100 кг), который обогащают в тяжелой
суспензии или отсадкой. Легкую фракцию
или хвосты отсадки додрабливают до
—2 (0,5) мм (если по выходу и содержанию
в них полезного компонента такая операция
представляется рациональной) и снова обо-
гащают отсадкой, на концентрационном столе
или на других гравитационных аппаратах
с предварительной классификацией (для руд
редких металлов) и без нее (для руд черных
металлов). Этой операцией уточняется со-
держание полезного компонента в легкой
фракции и устанавливается целесообраз-
ность включения в технологическую схему
обогащения руды в тяжелых суспензиях.
При положительных результатах отсадки
класса —8 -f- 3 (2) мм концентрат направ-
ляют на доводку, а хвосты после додрабли-
вания до —3 (2) мм присоединяют к классу
—3 (2) мм, выделенному при грохочении
руды —8 мм.
Материал —3 (2) мм перед обогащением
подвергают классификации на классы:
- -3 (2) 1; —[ д- 0,5; —0,5 -4-10,2; —0,2 +
-f- 0,074; —0,074 4- 0,025; —0,025 +
4- 0,013 (0,010) и —0,013 (—0,010) мм (по
кварцу). Классы крупнее 0,5 мм обогащают
отсадкой, а мельче — концентрацией на сто-
лах. При обогащении классов крупнее 0,5 мм
обычно не получают отвальных хвостов,
поэтому хвосты обогащают после их доизмель-
чения до —0,5 мм. Черновые концентраты
отсадки перечищают на концентрационных
столах с выделением промпродуктов, подвер-
гаемых дополнительной обработке.
Класс —0,5 4- 0,2 мм обогащают на столе
с выделением концентрата, промпродукта
и хвостов. Хвосты подвергают контрольной
концентрации. Для этой цели выделяют пробу
массой 2—5 кг, измельчают ее до —0,2 мм
и обогащают иа столе. Если хвосты яв-
ляются отвальными, то контроль хвостов,
выделяемых из последующих классов, не
производят. Класс —0,013 мм гравитацион-
ными способами не обогащают.
* Крупность обогащаемого материала уточ-
няют в каждом конкретном случае в зависимости
от вещественного состава руды и применяемого
гравитационного оборудования.
262
Классы мельче 0,074 мм обогащают на шлю-
зах. Для этой цели берут по три навески каж-
дого класса (примерно по 8 кг) и проводят
опыты в периодически замкнутом цикле по
схеме, включающей основную концентрацию
и перечистку хвостов на шлюзах, а чернового
концентрата — иа концентрационном столе.
Хвосты стола и черновой концентрат второго
шлюза присоединяют ко второй навеске.
Соответственно промпродукты второго част-
ного опыта присоединяют к третьей на-
веске. Результаты опыта вычисляют по ко-
нечным продуктам третьего частного опыта.
При обогащении классов —0,074 -ф- 0,025
и —0,025 4' 0,013 мм число перечисток хво-
стов на шлюзах увеличивают до двух-трех
в зависимости от содержания полезного ком-
понента в этих классах.
При значительном содержании в шламах
сульфидов их выделяют флотацией перед
обработкой материала на шлюзах. Для до-
водки грубых гравитационных концентратов
применяют различные способы обогащения
в зависимости от минерального состава этих
концентратов.
^Гравитационное обогащение осуществляют
также и на более производительном оборудо-
вании — на винтовых и конусных сепарато-
рах и струйных концентраторах (для мате-
риала крупностью —2 -f- 0,1 мм). Рацио-
нальность применения этих способов опре-
деляется технико-экономическими показате-
лями.
§ 4. Испытание сухим
гравитационным обогащением
Разделение минералов в воздушной среде
по крупности (воздушная классификация) и
по плотности (концентрация) применяют для
руд, содержащих асбест, каолин.
Принципиальная схема испытания обогати-
мости, например, хризотил-асбестовых руд
включает дробление до крупности 30—40 мм,
грохочение с отсасыванием из руды вскрытого
волокна, сушку дробленой руды до влаж-
ности 1,5—2 %, мелкое дробление в четыре-
пять стадий и воздушное обогащение после
каждой стадии дробления, классификацию
черновых концентратов, перечистку их и
сортировку. Прн испытании обогатимости
антофиллитовых руд учитывают легкую де-
формируемость волокна и более Трудное рас-
пушивание. В связи с этим увеличивают
число стадий мелкого дробления с использо-
ванием в последних стадиях кулачковых
дробилок.
Применение сухого обогащения для каоли-
новых руд основано на воздушной класси-
фикации по крупности. Высушенную до влаж-
ности I % руду обогащают воздушной сепа-
рацией в цикле измельчения. Для этих руд
следует учитывать возможность выделения
продуктов с повышенной концентрацией ред-
ких металлов из песков, которые обогащают
гравитационными и магнитными методами,
также флотацией.
§ 5. Испытание магнитным
обогащением
Испытания на обогатимость
Сйльномагниткых руд обычно
начинают с проведения магнитного анализа
отдельных классов руды с применением
различных анализаторов. Анализируют либо
пробы исходной руды, измельченной до трех-
четырех различных крупностей, начиная
с крупности —1 (3) мм, либо одну пробу,
классифицированную на несколько классов.
Каждый исходный класс подвергают мокрой
магнитной сепарации на анализаторе при не-
скольких значениях напряженности магнит-
ного поля. На основании проведенного ана-
лиза делают заключение о возможности обо-
гащения данной руды магнитной сепарацией
на сепараторах со слабым магнитным полем,
устанавливают примерную крупность из-
мельчения руды и определяют ориентиро-
вочно выход и качество получаемых продук-
тов.
После магнитного анализа проводят опыты
на магнитных сепараторах лабораторного
и промышленного типов и на непрерывных
установках. При больших навесках испыта-
ния проводят на барабанных магнитных
сепараторах. Содержание твердого в пита-
нии мокрой магнитной сепарации при обо-
гащении руды крупностью —3 (0,5) мм со-
ставляет 45 % и 20—25 % для тонкоизмель-
ченной руды (~0,1 мм).
Тонковкрапленные магнетитовые руды
обогащают мокрой магнитной сепарацией
в две-три стадии; крупность измельчения
в отдельных стадиях определяют в зависи-
мости от вкрапленности рудных и породных
минералов по данным магнитного анализа
РУДЫ.
Магнетитовые руды с крупной вкраплен-
ностью минералов пустой породы обычно
обогащают сухой магнитной сепарацией при
крупности —25 (40) мм для выделения от-
вальных хвостов. Выделяемый при этом
промпродукт подвергают измельчению и
мокрой магнитной сепарации для получения
концентрата высокого качества.
Перед магнитной сепарацией часто при-
меняют подготовительные операции: грохо-
чение, обесшламливание, обеспыливание, на-
магничивание, размагничивание, сушку (в за-
висимости от вещественного состава обога-
щаемого материала и условий магнитной
сепарации).
Магнитный концентрат перед фильтрова-
нием часто обесшламлнвают в магнитных ко-
нусах или в гидросепараторах с предвари-
тельным намагничиванием магнетита для
ускорения его осаждения.
Испытания на обогатимость
слабомагиитных РУД начинают
с предварительного магнитного анализа ис-
ходной руды, измельченной до различной
крупности, обычно не превышающей —3 (5)мм.
Для сухого магнитного анализа применяют
изодинамический анализатор СИМ-1, для
мокрого магнитного анализа руды (мельче
1 мм) — анализатор 208-СЭ. Для сухого
обогащения небольших навесок применяют
лабораторные валковые сепараторы 138Б-СЭ
и 229Л-СЭ с нижней подачей материала, для
мокрого — сепаратор 234-СЭ.
После подбора условий сепарации на
лабораторных аппаратах проводят испыта-
ния больших навесок руды на полупромыш-
ленных или промышленных сепараторах для
слабомагнитных руд.
Слабомагнитные окисленные железные, бу-
рожелезняковые, мартитовые и другие руды
можно подвергать предварительному обжигу
для перевода слабомагнитных окислов, ги-
дроокислов и карбонатов железа в искус-
ственный магнетит. Однако такой процесс,
по сравнению с сепарацией в сильном^.поле,
является более дорогим.
§ 6. Испытание электрическим
обогащением
Необходимым условием успешной электриче-
ской сепарации является предварительная
подготовка материала: классификация по
крупности, сушка, нагрев и в отдельных
случаях оттирка и обработка реагентами.
Классификацию обычно осуществляют по
классам —0,074 0,2; —0,2 0,5; —0,5 Д-
-f- 1; — 1 4- 2 мм. Наличие в руде материала
крупностью менее 0,074 мм значительно
ухудшает электрическую сепарацию, ма-
териал крупнее 2—3 мм электрической се-
парацией не разделяется.
Нагрев руды перед сепарацией обычно ве-
дут до 323 —870 К, чаще всего до350—
390 К. В некоторых случаях руду нагревают
до 570—870 К, а затем охлаждают до 370—
470 К. Температура нагрева определяется
в каждом конкретном случае эксперимен-
тально. Перед опытами нагревают осадитель-
ный электрод и питатель сепаратора.
Реагентную обработку осуществляют па-
рами или растворами соответствующих ре-
агентов, причем в последнем случае материал
после обработки подсушивают.
Выбор типа электродов и режима электри-
ческой сепарации определяется различием
в значениях электрического сопротивления,
диэлектрической проницаемости, трибоэлек-
трических зарядов и формы разделяемых
минералов. Для разделения минералов, зна-
чительно отличающихся по электрической
проводимости, диэлектрической проницае-
мости, а также для классификации материала
применяют лабораторные барабанные ко-
ронные сепараторы типов ЭС-2, ПС-1, ЛЭП,
в которых устанавливают коронирующие
электроды или совместно коронирующие и
электростатические электроды. Проводнико-
вую и непроводниковую фракции или пром-
продукт перечищают два-три раза. Слабо-
проводящие минералы, например кварц и
полевой шпат, разделяют после предвари-
тельной трибоэлектрической зарядки во время
движения минералов по вибролотку пита-
теля сепаратора или в кипящем слое. Про-
дукты разделения перечищают три-четыре
263
раза. Для классификации материала можно
использовать камерные коронные сепараторы.
При испытаниях определяют следующие
оптимальные параметры электрической сепа-
рации: частоту вращения осадительного элек-
трода, его диаметр, взаиморасположение
электродов, значение подаваемого на откло-
няющий электрод высокого напряжения, его
полярность, температуру сепарируемого ма-
териала, производительность на единицу
длины осадительного электрода, режим ре-
агентной обработки.
Опыт промышленной эксплуатации элек-
трических сепараторов показал, что резуль-
таты сепарации в лабораторных условиях
и на промышленных сепараторах близки
при условии воспроизведения режимов про-
цесса и конструкции высоковольтных элек-
тродов.
§ 7. Испытание флотационным
обогащением
Основные факторы, влияющие на результаты
флотации, — вещественный состав руды,
крупность измельчения, типы флотационных
реагентов и их расход, pH среды, плотность
пульпы и время перемешивания с реагентами,
продолжительность флотации, температура
пульпы, ионный состав воды, количество
воздуха, поступающего во флотацию, схемы
флотации.
Если руда относительно простая (например,
содержит один ценный минерал и легко-
подавляемую пустую породу) и условия фло-
тации аналогичных руд известны, то в на-
чале испытаний выясняют необходимую сте-
пень измельчения. Если руда, сложного со-
става (полиметаллическая или содержащая
хорошо флотируемую пустую породу и т. д.),
то вначале выбирают принципиальный тех-
нологический режим при степени измельче-
ния, примерно отвечающей достаточно пол-
ному раскрытию зерен, исходя из данных
минералогического анализа или предвари-
тельного просмотра образцов руды под
лупой. После выяснения результатов фло-
тации по выбранной принципиальной тех-
нологии уточняют необходимую степень из-
мельчения руды.
Исходная крупность дробленой руды для
проведения флотационных исследований обыч-
но —3 мм. Для руд с высоким содержанием
ценных компонентов берут навеску 0,2—
1 кг, для руд с низким содержанием, особенно
для проведения опытов с перечистками кон-
центратов, навеску увеличивают до 3 кг.
Испытания проводят в лабораторных фло-
тационных машинах различных типов и
с различным объемом камер, а также на не-
прерывных установках.
Измельчают руду в шаровых мель-
ницах при отношении массы руды к массе
шаров 1 ; 6 (8). Разжижение пульпы (Т : Ж)
в зависимости от характера руды колеблется
от 1 : 0,5 (для зернистых руд) до 1 : 0,8
(для руд с' относительно высоким содержа-
нием шламов).
264
Для получения ситовых характеристик
измельченной руды проводят несколько опы-
тов при различной продолжительности из-
мельчения с последующими ситовым и шла-
мовым анализами продуктов измельчения-
Затем ставят опыты по флотации руды при
различной крупности для установления сте-
пени измельчения, при которой достигается
максимальное извлечение ценных компонен-
тов в концентрат. Если руда содержит
несколько ценных компонентов, то опыты
ставят по схемам коллективной и селектив-
ной флотации для выяснения возможности
получения отвальных хвостов яри наиболее
грубом измельчении руды.
При значительных потерях ценных компо-
нентов с хвостами последние рассевают на
ряд классов, от крупных до самых мелких,
и определяют содержание ценных компонен-
тов в полученных классах. Распределение по-
терь по классам крупности позволяет уточ-
нить необходимую степень измельчения.
Тип флотационных реаген-
тов, их расход и значениерН
подбирают, руководствуясь данными прак-
тики флотации аналогичных руд, а также
данными, полученными при флотации чи-
стых минералов (табл. VI.2). Опыты для
определения расхода реагентов проводят при
различных значениях pH среды.
Содержание твердогов п у л ь-
п е при основной флотации руд с повышен-
ным содержанием шламов обычно около
20—25 %. Руды с малым содержанием шла-
мов флотируют в более плотной пульпе,
содержащей около 30—35 % твердого. При
относительно грубом измельчении (до 50 %
класса —0,074 мм) плотность пульпы может
быть несколько выше, а при тонком (более
65—70 % класса —0,074 мм) ниже. В не-
которых случаях целесообразно определять
оптимальное содержание твердого в пульпе
цикла основной флотаций опытным путем.
Перечистку концентратов проводят при
более разбавленной пульпе, что способствует
получению чистых концентратов.
Контакт пульпы с реаген-
тами может быть различной продолжи-
тельности. Продолжительность контакта
пульпы с известью, содой, жидким стеклом,
кремпефгористым натрием, цианистыми со-
лями, медным купоросом, цинковым купо-
росом и большинством других модификато-
ров флотации следует определять опытным
путем. Если эти реагенты применяют в цикле,
включающем измельчение, предварительно
проверяют целесообразность подачи их в мель-
ницу.
Продолжительность контакта с сернистым
натрием как сульфидизатором окисленных
минералов меди и свинца не должна пре-
вышать 0,5 мян при единовременной загрузке
этого реагента не выше 0,5 кг/т. При приме-
нении в больших количествах сернистого
натрия в качестве подавителя сульфидов,
например при разделении медно-молибдено-
вых или молибдено-пиритных концентратов,
предварительно подбирают необходимую про-
должительность контакта (перемешивания)
пульпы с этим реагентом. Необходимая про-
должительность контакта с пульпой таких
собирателей, как ксантогенаты и спиртовые
аэрофлоты, а также вспенивателей незначи-
тельна, и, как правило, их подают непосред-
ственно во флотацию.
Жирные кислоты и их мыла, амины, ре-
агент ИМ-50, а также труднорастворимые
собиратели, применяемые в виде специально
приготовленных эмульсий, требуют различ-
ной продолжительности перемешивания в за-
висимости от состава руд. Поэтому продол-
жительность контакта руды с этими реаген-
тами определяют опытным путем.
Схемы флотации предварительно
выбирают, руководствуясь положениями, из-
ложенными в разделе IV второй книги Спра-
вочника.
Вначале проводят опыты в открытом цикле
с перечистками концентратов по различным
схемам с выделением промпродуктов и выяс-
нением целесообразности их доизмельчения
(преимущественно зернистой части) и пере-
работки в отдельном цикле. В этих опытах,
учитывая особенности руды, следует выяс-
нить рациональность раздельной флотации
песков и шламов с применением различных
реагентных режимов.
Для многокомпонентных руд (свинцово-
цинковых, медно-свинцово-цинковых, воль-
фрамо-молибденовых, медно-молибденовых и
др.) следует ставить сравнительные опыты по
коллективной, полуколлективной и прямой
селективной флотации.
При разделении коллективных концентра-
тов необходимо проверить различные способы
десорбции собирателя с поверхности мине-
ралов:
для коллективных медно-свинцово-цинко-
вых, свин цово-цинковых, медно-молибдено-
вых, медно-цинковых концентратов серни-
стым натрием, активированным углем, про-
паркой с известью и т. д.;
для коллективных концентратов карбонат-
ных минералов (шеелита, кальцита, апатита
и др.) варкой в растворе жидкого стекла
(3—4 %) при температуре 350—360 К в те-
чение 0,5—1 ч.
После установления основных условий
и схемы флотации проводят опыты по прин-
ципу непрерывного процесса с целью уточ-
нить разработанный технологический режим,
выяснить влияние циркуляции промпродук-
тов на технологические показатели и опреде-
лить точки подачи промпродуктов в процесс,
причем промпродукты предшествующего опы-
та направляют в соответствующие операции
следующего опыта. При этом испытывают
варианты схемы с доизмельчением зернистой
части хвостов J перечистки концентрата,
а также концентратов контрольной флота-
ции. Обычно замкнутый опыт ставят на
4—6 отдельных навесках, но иногда при за-
медленной стабилизации процесса число их
увеличивают до 8—10 (и более).
При подаче в процесс промпродуктов их
предварительно обезвоживают отстаиванием
и декантацией, а декантат используют для
поддержания уровня пульпы во флотацион-
ной машине. С промпродуктами в основную
флотацию возвращается значительная часть
вспенивателя и других реагентов, поэтому
их подачу во второй и последующие частные
опыты иногда уменьшают, руководствуясь
при этом внешним видом н количеством пены,
а также выходом чернового концентрата.
При большом выходе промпродуктов объем
материала, поступающего в основную фло-
тацию последующих частных опытов, может
возрасти настолько, что в некоторых слу-
чаях, начиная с третьей-четвертой навески,
необходимо проводить эту операцию во фло-
тационной машине большего объема, чтобы
сохранить более или менее постоянную плот-
ность пульпы.
Концентраты и хвосты каждого частного
опыта, а также промпродукты последнего
опыта анализируют. Обычно концентрат пер-
вого частного опыта богаче, а хвосты беднее,
чем аналогичные продукты последующих
опытов. При удовлетворительном разассигно-
вании промпродуктов процесс флотации в пос-
ледних двух-трех опытах стабилизируется
и качество концентратов и хвостов становится
практически постоянным.
Продолжительность флота-
ции является функцией всех факторов,
определяющих результаты флотации. Время
основной флотации обычно составляет от 50
до 200 % времени контрольной флотации.
Для правильного определения продолжитель-
ности основной и контрольной флотации при
выбранном реагентном режиме следует про-
вести опыты с фракционным съемом пе-
ны.
Расход воздуха оказывает суще-
ственное влияние на продолжительность и
результаты флотации. В общем случае уве-
личение расхода воздуха приводит к увели-
чению выхода концентрата и разубоживанию
последнего пустой породой или сопутству-
ющими минералами. Уменьшение расхода
воздуха снижает выход и повышает качество
концентрата. Для обеспечения постоянства
условий опытов желательно контролировать
расход воздуха.
Температура пульпы и ион-
ный состав воды влияют на резуль-
таты флотации при использовании некоторых
собирателей (жирнокислотного и др.). Сни-
жение температуры пульпы ниже 283—288 К
ухудшает результаты флотации, поэтому на
соответствующих фабриках зимой либо по-
догревают пульпу, либо используют подогре-
тую воду. Следует также учитывать ионный
состав воды, на которой проводились испы-
тания и на которой будет работать или рабо-
тает обогатительная фабрика. Во избежание
неправильного заключения о влиянии этих
факторов на флотацию опыты необходимо
проводить при постоянной температуре пуль-
пы (в пределах 290—300 К) и на одинаковой
воде (водопроводной или дистиллированной).
В некоторых случаях результаты флотации
проверяют на воде нужного ионного состава,
полученной искусственным путем или при-
везенной непосредственно с месторожде-
ния.
265
Таблица VI.2
Реагенты, применяемые прн флотации различных минералов
Минерал Регулятор среды Оптимальное значение pH Пода витель Активатор
Азурит — <10 — NaaS
Алмаз Na3CO3, H2SO4 — — —
Алунит NaaCO3 — Жидкое стекло (избыток —
Альмандин Na2CO3, H2SO4 9—9,5 3—3,5 Жидкое стекло, Na2S CuSO4 s^20 мг.’л
Англезит N a2CO3 7,5—9,5 КзСг2О7,СаО, NaaS(fl3- быток) Na2S !
Андалузит Na2CO3 ^9 — — •
Андрадит H2SO4 3—4 Соли Fe,Cr, Al при pH > > 4 —
Антимонит H2SO4, Na2CO3 5—8 ОН", S'a“, О2 CuSO4, Pb(NO3)2
Апатит NaOH, Na2CO3 — Каустицироваиный крах- мал, жидкое стекло NaaS, NaCN —
Аргентит NaaCO3, CaO 7-10 —
Арсенопирит N a2C03, H2SO4 4—8 СаО(рН> 11,3) КМпО4, О2, NaaS (избыток) CuSo4. Na3S
Барит N a2co3 — A1C1S, FeCl3, FeS04, Соли Ba или Pb
Берилл:
щелочная техно- ЛОГИН NaOH >7 — NaOH
кислотная техно- логия H2SO4 3—4 — HF
Борнит CaO, H8SO3, H2SO4 6,5—12 NaaS, NaCN, ферро-и фер- рицианиды, сочетание NaCN и ZnSO4 HaSQs H2SO4
Боксит NaOH, полифос- фаты 8,7—10 — —
Брукит NaOH, жидкое стекло — Крахмал —
Бура — — — BaCla, ; Pb(NOa)2
Ванадинит Na2CO3 — NaaS, CuSO4
Вермикулит H2SO4 — Жидкое стекло, крахмал Pb(NOa).
Висмутин H2CO3 — Na2S —
Волластонит — — Жидкое стекло —
Вольфрамит 7—10; с ИМ-50 7—9 Жидкое стекло, крахмал —
Вульфенит Na3CO3 7,5—9,5 Na2S при повышенной температуре
Галенит N aauo3 8,5—10 NagS.KaC^O?, СаО, — 1
SO2- -f- FeSO4 — -^-1
266
! Собиратель Вспомогательн ый селективный реагент Примечание
основной вспомогательный
Сульфгидрильные соби- ратели, жирные кислоты и их мыла Углеводороды — —
Амины Жиры, углеводоро- ды, аэрофлоты Жидкое стекло —
Ненасыщенные жирные кислоты и их мыла — “— —
Жирные кислоты и их мы- ла Углеводороды — —
Ксантогенаты, аэрофло- ты, жирные кислоты и их мыла Тяжелые углеводо- роды Жидкое стекло, гек- саметафосфат —
Жирные кислоты н их мы- ла — Крахмал, сульфат целлюлозы и др. —
Амины Си—С18, жирные кислоты и их мыла — — —
В кислой среде — вспе- ниватели и масла; с ак- тиваторами — ксантоге- иаты, аэрофдоты
Жирные кислоты и их мы- ла, алкилсульфаты Ксантогенаты, аэрофло- ты —“ -—» —
— -—' —
Ксантогенаты — — —•
Жирные кислоты и их мыла, высшие алкил- сульфаты Карбоновые кислоты Ci8—C^g, керосин Жидкое стекло для подавления доломи- та, кальцита —
Жирные кислоты Углеводороды Крахмал, NaaS Обесшламливание, отмывка
АМИНЫ С12—С14 — — —
Сульфгидрильные соби- ратели и др. Углеводороды — Подача NaCN пор- ционная
Жирные кислоты и др. Керосин — Целесообразно обес- шламливание
Жирные кислоты и их мы- ла Жирные кислоты и их мы- ла Нефтяные масла — —
Анилин Крахмал, декстрин, квебрахо —
Жирные кислоты, аэро- флот —1 -—' —
Амины Нефтяные масла HF, соли А1 Целесообразно обес- шламливание
Ксантогенаты Нефтяные масла — —
Жирные кислоты и их мыла, алкилсульфат Жирные кислоты и их мыла, ал киларилсульфо- наты, ИМ-50 и др. —1 Жидкое стекло —
У глеводор одиые масла В случае использова- ния ИМ-50 для высо- кой селективности применяется силь- нокислая среда
Ксантогенаты — AI2O3 —
Ксантогенаты, карбани- лид — NaCN, жидкое стек- ло, Na3PO4 и др. —
267
Продолжение табл. VI.2
Минерал Регулятор среды Оптимальное значение pH Подавитель Активатор
Галит Насыщенный рас- твор 6,5 Полифосфаты Соли Pb,Bi
Гематит NaaCO3, H2SO4 5,5—10 ОН'; Na2SiO3, крахмал —
Гидроборацит — 3-5 — —
Гипс H2SO4, NaOH 7; >12 H2SO4, таннин, желатин, жидкое стекло —
Глина H2SO4 3 Жидкое стекло —
Гранат H2SO4 3—4 Избыток кислоты Кислая среда
Графит NaOH, Na2COs 7—11 Крахмал
Гюбнерит Na2CO3 9—10; с аминами 3—4 Жидкое стекло —
Доломит Na2CO3, NaOH 10 Крахмал, квебрахо, соли сульфатцеллюлозы, гек- саметафосфат 1
Золото Na2LO3 8,6 Na2S; NaCN; СаО
Ильменит HF, H2SO4 3,6 — — :
Кальцит NaF, Na2CO3 — Гексаметафосфат, жид- кое стекло __
Каламин NaaCO3. NaOH 9,5 ОН-, S2- —
Каолинит — <5 — CuSO4.Na2S ।
Касситерит Умягченная во- да, жидкое стек- ло С олеино- вой КИСЛО- ТОЙ 7—8, с алкил- сульфатом 6 Метафосфат, кислоты, из- весть, нитраты, таннин ! — । i i
Кварц Na2CO3, СаО NaOH С аминами 6,5—8; 10—11 Жидкое стекло, HF H2SO4 Саа+, Ba2* ; и др. прн флотации жир- | ными кислот»-' мн
Кианит (дистен) Na2CO3; H2SO4 >7,6; 3,6 —
Киноварь СаО; Na2CO3 8 Na3S CuSO4
Кобальтин Na2CO3; H2SO4 — NaaS; ОН~ CuSO4
Ковеллин СаО; жидкое стекло; H2SO4 6,5—12 Na2S, NaCN, Zn(CN)2 фер- ро- и феррицианиды
Окись кобальта Жидкое стекло — — BaS, нагрев 1 пульпы I
Колеманит — — — ВаС12, соли РЬ
Колофаниг NaOH Избыток NaOH
268
Собиратель Вспомогательный селективный реагент Примечание
основной вспомогательный
i Жирные кислоты и их мыла, амины, нафтеновые кислоты Высшие алкилсуль- фаты — Целесообразно обес- шламливание
Жирные кислоты и их мыла, нефтяные сульфо- наты —— — —
1 1 Алкилсульфаты, жирные кислоты и их мыла, окис- ленное соляровое масло Крахмал Целесообразно обес- шламливание —5 мкм
| Амины, высшие алкил- сульфаты -— Соли алюминия —
t Амины Нефтяные масла, пи- ридин — —
Амины Нефтяные масла Кислоты —
Вспениватели, углеводо- роды -- — —
1 1 t i Жирные кислоты и их сол и, ал кил ар илсульфо- наты, ИМ-50, амины Углеводороды В случае использо- вания ИМ-50 для вы- сокой селективности применяется сильно- кислая среда
Жирные кислоты и их мыла, алкилсульфаты — — —
Дикса нтогенид, ксанто- генаты, аэрофлоты, дитио- карбаматы и др. — Жидкое стекло —
Жирные кислоты и их мыла Углеводороды — —
То же — — —
__ Ксантогенаты, амины
Додециламин — Лигносульфонат кальция, жидкое стекло —
Жирные кислоты, ИМ-50. цетилсульфат, фосфоно- вые и арсоновые кислоты NaaSiF6 Оттирка, обесшлам- ливание, промывка кислотой
Жирные и нафтеновые кислоты и их мыла, амины — д]з+. Рез+ .А!34- и Fe34- депрессо- ры при флотации ами- нами
Жирные кислоты и их мыла, амины Ксантогенаты, аэрофло- ты — Жидкое стекло, NTaF —
— — Оттирка, обесшлам- ливание
Ксантогенаты, аэрофло- ты — —- —
Сульфгидрильные соби- ратели — — -—
Ксантогенаты —- —
Жирные кислоты и их мыла Анилин и его гомо- логи Крахмал, декстрин, квебрахо —
Жирные кислоты и их мыла Нефтяные масла H3SO4
269
Продолжение табл. VI.2
Минерал Регулятор среды Оптимальное значение pH Подавитель Активатор
Колумбит — 6,5-8; с алкил- сульфатами 7 (NH4)2SO4, жидкое стекло —
Корунд NaOH Избыток кислоты —
Криолит — — — CuSO4
Лангбейнит Естественная сре- да •— — -
Линнеит N а2СО3 2^*7 NaaS, ОН~ CuSO4
Магнезит Естественная сре- да — Крахмал, таннин —
Магнетит Na2COy,* H2SO4 5,5—10 СаО, крахмал —
Малахит — <ю — Na2S
Марказит — 4—10 Na-jS, NaCN, СаО Na2S. Na2COj . H2SO4
Медь самородная Na2CO3, СаО .^7,5; 5 Na3S, NaCN, Fe^SOjg — -
Л1олнбденит NcioCOg 7—9 Крахмал, желатин и др. CuSO4 ;
Монацит NaaCO3, жидкое стекло — H2SO4, Н3РО4 (сцлъно- кислая среда) -
Мусковит — 4-6 Крахмал и др. Pb(NO3)2
Окислы железа Кислая или ще- лочная среда 4,5—6,5; 10 Таннин, фосфаты, крах- мал H2SO4, Na2CQj
Окислы марганца Na2CO3, жидкое стекло 9 Фосфат, квебрахо, крах- мал —
Озокерит (горный воск) -— — — —
Платина N а2СО3 7,5 Na2S, NaCN
Пирофиллит N ааСО3; I12SO4 7—Ю; 6—6,5 Крахмал, A12(SO4)3, суль- фат целлюлозы —
Пироксен — 8—9 —
Пирит Na2C03; H2SO4 СаО 4—10 Na2S, NaCN, СаО Na„S, Na,CO3. II2SO4
Пирротин IKSO4, Na2S 4-9 СаО, окислители NaCN CuSO4
Пирохлор — 5, с ИМ-50-8 <6, >9 Обработка щелочами (NaaCO3)
Полевые шпаты (альбит) — 8 Na2S, NaOH Катионы ще- J лочноземель- ij ных н тяжелых 1 металлов, HF 1
Ортоклаз и микро- клин — 2—2,5 — То же 1 *
Поташ Нагретый насы- щенный раствор — —
Псиломелан Na2CO3 С-9 —’ —
270
Собиратель Вспомогательный селективный реагент Примечание
j ОСНОВНОЙ вспомогательный
Жирные кислоты н их мыла, алкилсульфаты, 1 ИМ-50 — •— —
Жирные кислоты и их мыла — — -
Ортотолуидин, детерген- ты, амины ! Октилсульфат и др. — —
— — —
Ксантогенаты — —
I Жирные и нафтеновые i кислоты и их мыла — Квебрахо, фосфаты Целесообразно сили- каты отделить флота- цией аминами
j Жирные кислоты и их i мыла, нефтяные сульфо- । наты Углеводороды (керо- син и др.) — —
« Сульфгидрильные соби- ратели, жирные кислоты Углеводороды (NH^SO, —
Ксантогенаты — — Как пирит
Диксантогенид, сульф- гидрильные собиратели (аэрофлоты гидролизо- ванные и др.) — ’— При наличии солей железа и алюминия флотация лучще при рН< 4,5
Углеводороды и вспени- ; ватели — Na2S, реагент Нокса, Na3Fe (CN)6, пропар- ка с СаО и др. —
Жирные кислоты и их мыла, ИМ-50 — Na2S Целесообразно обес- шламливание
i Амины, жирные кислоты | и их мыла — H2SO4; A12(SO4)3 —
1 Нафтеновые и жирные Нефтяные масла, — Оттирка и обесшлам-
j кислоты и их мыла сульфонаты ливание
Нафтеновые и жирные кислоты и их мыла Керосин, нефтяные масла, сульфонаты — '—~
'—~ — — Природно гидрофо- бен
! Сульфгидрильные — Жидкое стекло —
I Жирные кислоты и их 1 мыла, амины — То же —
Жирные кислоты и их мыла — — —
Ксантогенаты — — —
। Ксантогенаты, аэрофлоты — — —
1 ИМ-50, жирные кислоты, алкилсульфаты, фосфо- тен (раствор в спирте) Жидкое стекло Сильнокислая среда для получения высо- кой селективности с ИМ-50
Жирные кислоты и их мыла, амины — —
Амины — — —
Амины, смачивающие агенты — Защитные коллоиды —
Жирные кислоты и их мыла Углеводороды — -—
271
Продолжение табл. VI.2
Минерал Регулятор среды Оптимальное значение pH Подавитель Активатс<
Редкоземельные минералы \а2СО;< 5,8—10,5 >9 — —
Роговая обманка H2SO4, N а2СО3 5—6; 7—9 H2SO4 *——
Реальгар Na2CO3, H2SO4 — — CuSO4
Родохрозит Na2CO3, жидкое стекло — Избыток жидкого стекла —
Рутил H2SO4 7 Кремнефтористый натрий H2SO4
Серебро, сульфи- ды серебра N a2CO3 — NaaS; NaCN; СаО —
Сера Известь — — —
Сидерит NaOH, Na2CO3 8—9; И — —
Силлиманит Na2CO3 8—9 <6, >11 —
Сильвин Насыщенный рас- твор 7 — —
Сланцы — — — —
Слюда H2SO4 4—6 Клей, крахмал, НЕ, жид- кое стекло Соли свинца ,
Смитсонит — 10—11 ОН-, S2- Na2S (подогрев и без него!
Сподумен H2SO4, HF >7 5—6 Крахмал, декстрин, HF pH = 10 : 11 Са3+
Сульфаты калия — <6,5 — —
Сфалерит CaO >10 Na2S, K2Zn(CN)4, NaCN -г + ZnSO4, ZnSO4, Zn(CN)2, ZnSO4 —NaaSO3 CuSO4
Сфен Na2CO3, NaOIl — Крахмал, сульфат целлю- лозы, Na2S —
Тальк II2SO4, NaaCO3 6—6,5; 8 Крахмал, соли алюминия, клей —
Танталит — 6 — Обработка щелочами с Na2S или кислотами
Топаз — «3 — Умягченная вода
Турмалин H2SO4 2 HF NaOH, h2so4
Халькопирит CaO, HaSO3, H2SO4 6,5—Н NaaS, NaCN, NaCN + + ZnSO4, Zn(CN)> “—
Халькозин CaO) H2SO3 H2SO4 4—13 Na2S, NaCN (дробная по- дача), Fe(CN)®-, Zn(CN)|_ — •
Хризоколла H2SO4, Na2CO3, NaOH 4—7, 10, 7 — —
Хромит H2SO4, HC1 3 — —
Уголь Естественная сре- да — Сульфат целлюлозы, тан- пин, квебрахо, крахмал —
272
Собиратель Вспомогательн ый
основной вспомогательный селективный реагент Примечание
1 1 i г 1 i 1 i ИМ-50, жирные кислоты и их мыла Жирные кислоты, амины Ксантогенаты Жирные кислоты и их мыла Жирные кислоты и их мы- ла, алкилсульфаты, ИМ-50 Сульфгидрильные соби- ратели, диксантогеннд Аэрофлот Жирные кислоты, амины Жирные кислоты и их мыла Алкиламины С8—Ci8 ал- кил сульфонаты Сланцевая смола, керо- син, нефтяные масла и др. Амины Ксантогенаты, первич- ные алифатические ами- ны С12—Ci 5 Жирные кислоты (олеа- ты), амины (октадецила- мин) Жирные кислоты Сульфгидрильные соби- ратели Углеводороды Углеводороды Нефтяные масла, крезиловый аэрофлот Жидкое стекло, Na3S, кислотная об- работка NaOH, жидкое стекло Жидкое стекло Пирофосфат натрия, HaSO4 Подогрев раствора амина, крахмал,про- изводные целлюлозы Сосновое масло, спирты Соли алюминия, фос- фаты, обесшламли- вание Жидкое стекло Оттирка с NaOH или Na2S, перечистка с H2SO4 Обесшламливание
Жирные кислоты и их ( мыла Короткоцепочечные ами- ; ны ИМ-50, жирные кисло- ты, амины, алкилсуль- фаты Жирные кислоты, алкил- сульфаты Жирные кислоты, амины ’ 012—С14 Сульфгидрильные соби- ратели, диксантогеннд, тиокар банилнд, СЦМ-2, тионокарбаматы Сульфгидрильные соби- ратели, диксантогеннд, , тиокарбанилид Аэрофлоты, жирные кис- лоты и их соли, гидрокса- ’ мовые кислоты Жирные кислоты, амины • Углеводороды Нефтяные масла, керосин Углеводороды Углеводороды Углеводороды Жидкое стекло, фос- фаты, алюмосилика- ты, полифосфаты В кислой среде рН< 6 СаО, NaCN, ZnSO4, Na2SO8, FeSO4 и др. HF, H2SO4 С ИМ-50 силыюкис- лая среда для полу- чения высокой селек- тивности Обесшламливание
273
Продолжение табл. VI.2
Минерал Регулятор среды Оптимальное значение pH Подавитель ! Активатсв j i
Уранинит H2SO4 6 —
Урановые карно- титы Na2CO3 — — Соли Pb j
Урановая смолка .—- FeCl3
Целестин Na2CO3 — Квебрахо —
Церуссит Na2CO3 9—9,5 К2Сг2О;, Na2S (избыток) Na^S j (сульфидвз*- 1 ция) !
Циркон Na2CO3 7—10,5 Кремнефтористый натрий, Na2S, жидкое стекло FeCl, до 1,5 ett. ! CuSO4 до 250 г т i
Шеелит Na2CO3 жидкое стекло 9 pH <С 6, квебрахо — 1
Ферберит NaOH — — —
Фергусонит — 6; 2 —
Флюорит Na2CO3 7,5—8,6 NaCl, соли аммония, жид- кое стерло
Фосфориты Na2CO3 — - J
Эвксенит (линдо- кит) 6, 4, в лере- чистках 4—5 — Предварите» пая обрабстм.1 щелочью >йф||
Ярозит ! Na2CO3 — —
Примечание; При флотации медных сульфидных, меди о-молибденовых, медно-никелв^в
содовые аэрофлоты. Если в качестве собирателя применяются углеводороды, то используют ОПСЬ.
лат (Д-З), Э-1, циклогексанол, крезол, ТЭБ, Если в качестве собирателя используют жирные 1гп~аг—
ми, то часто пенообразователь не применяют. Однако при необходимости используют Т-66, cocsca*
§ 8. Испытание пенной сепарацией
При испытании пенной сепарации исследуют
в целом влияние тех же факторов, что и при
обычной флотации. Отличительной особен-
ностью является необходимость специальной
подготовки руды перед обогащением, вклю-
чающей: обесшламливание и классификацию
(в некоторых случаях) для раздельной обра-
ботки реагентами и последующей пенной
сепарации крупнозернистой и мелкозернистой
фракций или для уплотнения перед конди-
ционированием до содержания твердого 60 —
65 % и выше; кондиционирование руды со
всеми реагентами при повышенном содержа-
нии твердого; предварительное создание и
поддержание пенного слоя; равномерное рас-
пределение питания по фронту машины.
Для создания устойчивого пенного слоя
в течение опыта лабораторную машину пен-
ной сепарации предварительно заполняют во-
дой, обработанной вспенивателем (в промыш-
ленных условиях, например при использо-
вании жнрнокн слота ого собирателя, вспени-
ватель не нужен). Крупность обогащаемого
материала подбирают опытным путем, обыч-
но оиа выще, чем при флотации: до 0,5—
1,0 мм для руд цветных и черных металлов,
алмазов, угля, фосфоритов и до 3 мм ли
калийных солей. Расход и давление воздух*
устанавливают опытным путем.
Испытания проводят в лабораторных
шинах пенной сепарации при однократно!
подаче питания па пенный слой с получением
одного пенного продукта и при многократно!
подаче питания (камерного продукта) в*
пенный слой с помощью аэролифта. В пос-
леднем случае получают несколько ценных
продуктов, которые отбирают за определен-
ный промежуток времени,
Пеиную сепарацию следует испытывать
в операциях межцикловой флотации (дл
руд цветных металлов) при обогащении крут-
новкрапленных руд по относительно простым
схемам, для дообогащения хвостов, в ком-
бинации с другими процессами обогащенн.ь*
274
Собиратель Вспомогательн ый селективный реагент Примечание
основной вспомогательн ый
! Эмульсия в воде смеси: : жирные кислоты, нефть, . сульфированный керо- син (3:3:1) Пальмитиновая кис- лота Г ексаметафосфат —
Жирные кислоты, поли- зтиленфенольные детер- генты Жидкое стекло —
Жирные кислоты, амины — — '—
Алкилсульфаты, жир- ные кислоты и их соли — Кремнефтористая кислота —
Ксантогенаты, жирные кислоты и их мыла Углеводороды Жидкое стекло, гек- саметафосфат —
Жирные кислоты и их мыла (дробная подача), Фосфотен, ИМ-50 — Кремнефтористый натрий —
Жирные кислоты, ИМ-50 -- Варка при 363К с жидким стеклом —
ИМ-50, жирные кислоты алкиларилсульфонаты — Жидкое стекло, H3SO4 —
Жирные кислоты, на- фтеносульфокислоты — Кремнефтористый натрий —
Жирные кислоты и их мыла, алкилсульфаты, сульфонаты Бихроматы, квебра- хо, жидкое стекло —
То же — -— -—
Очищенная олеиновая кислота, нафтеновые кис- лоты Ксантогенаты
руд в качестве пенообразователей применяют Т-66, сосновое масло, терпинеол, ИМ-68, масло X, ТЭБ,
терпинеол, сосновое масло. При флотации полиметаллических руд применяют Т-66, ВВ-2, днметилфта-
алкилсульфаты, амины, ИМ-50 и другие реагенты, обладающие хорошими пенообразующими свойства-
масло, терпинеол, ИМ-68.
§ 9. Вспомогательные операции
И зм е л ь ч а ем ость определяют, сопостав-
ляя результаты измельчения исследуемых
руд в лабораторной мельнице с результатами,
полученными при измельчении в тех же усло-
виях эталонной руды, об измельчении кото-
рой в промышленном масштабе имеются до-
стоверные данные. При этом пользуются
величиной, называемой коэффициентом срав-
нительной измельчаемости Кизм- Способы
определения коэффициента относительной из-
мельчаемости рассмотрены в первой книге
Справочника.
Показатели сгущения про-
дуктов определяют для выбора промыш-
ленных сгустителей. Обычно определяют
удельную нагрузку или удельную площадь
сгущения и содержание твердого в сгущен-
ном продукте и сливе. При возможности
подсчитывают высоту зоны уплотнения по
данным лабораторных опытов (сгущение проб
пульпы в мерных цилиндрах).
Для пульп, при сгущении которых выде
ляется чистый слив, удельную площадь
сгущения можно определить по кривой осаж-
дения, полученной в результате проведения
одного опыта.
.Методика этого опыта включает следующие
операции.
На пульпе, соответствующей питанию сгу-
стителя, проводят опыт по сгущению, фик-
сируя перемещение границы раздела между
осветленной жидкостью (сливом) н уплотня-
ющейся пульпой. По окончании опыта вы-
являют максимальное содержание твердого
в сгущенном п р одукте.
Строят кривую осаждения в координа-
тах //—т, где // — высота осветленного
слоя, мм; т — время осаждения, мин.
По формуле СйН0 — Сс//с, где Со и Сс —
содержание твердого соответственно в ис-
ходной пульпе и сгущенном продукте, г/л;
//о и Нс — высота столба соответственно
исходной пульпы и сгущенного продукта, мм,
подсчитывают высоту слоя сгущенного лро-
275
Рис. VI.8. Кривая осаждения (определение рас-
четного времени для подсчета удельной площади
сгущения)
дукта (песков) Нс с заданным (в достигаемых
пределах) содержанием твердого.
На оси ординат графика кривой осаждения
отмечают значение и через эту точку парал-
лельно оси абсцисс проводят «линию песков».
К кривой осаждения проводят касатель-
ную, проходящую через экспериментальную
критическую точку, определяемую биссек-
трисой угла, образованного прямыми, харак-
теризующими зону свободного осаждения
и первоначальную стадию зоны уплотнения.
По пересечению касательной с «линией
песков» определяют расчетное время тр (мин).
Если «линия песков» проходит выше крити-
ческой точки, то расчетное время тр опреде-
ляют пересечением «линии песков» с кривой
осаждения.
По формуле Кинча подсчитывают удель-
ную площадь сгущения s (м2*сут/т)
s= 695тр/ед, (VI.2)
где 695 — переходный коэффициент от одних
единиц измерения к другим.
Для подсчета высоты зоны уплотнения сна-
чала определяют среднее разжижение нахо-
дящейся в этой зоне пульпы:
n 1 Г ^1 + ^2 (
«ср -- Тс-Т1- [----2---(тг-Т1) +
+ А+^.(Тз_Т!)+...+
+ (Гс-гс-1)], (VI.3)
где — разжижение пульпы в начале зоны
уплотнения; Rc — разжижение сгущенной
пульпы; Rg, R3 ... Rc-i ~ промежуточные
значения разжижений; тл, т2 ... тс — соответ-
ствующие значения времени.
Иногда среднее разжижение подсчитывают
как среднее арифметическое крайних зна-
чений
Rep = (Ri + Rc)/2. (\ 1.4)
Высоту h (м) зоны уплотнения подсчиты-
вают по формуле
ft = тс (1 /б 4- Rcp/y)/24s, (V1.5)
где тс — время сгущения, необходимое для
получения заданной плотности сгущенного
продукта, ч; 6 — плотность твердого, т м3.-
у — плотность жидкости, т/м3; s — удельная
площадь сгущения, м3 • сут/т.
Пример. В литровый цилиндр поме-
щена пульпа, рабочая высота ее /70 = 320 мм.
Содержание твердого в исходной пульпе
Со — 80 г/л, плотность твердой фазы 6
= 2,8 г/см3 (рис. VI.8). После отстаивания
пульпы в течение суток разжижение сгущен-
ного продукта R — 1,28 (44 % твердого):
т. мин Н, мм R т. мин Н. мм
5 80 ‘™ 120 247 2,50
10 135 — 180 257 2,11
20 180 —— 240 264 1,83
30 200 4,33 300 269 1,63
40 215 360 272 1,51
60 230 3,15 420 274 1,44
90 240 — 1440 278 1,28
Принято, что сгущенный продукт должен
иметь разжижение Rc -= 1,5 (40 % твердого),
соответствующее 6 ч отстаивания. Для этого
значения разжижения на графике (см.
рис. VI-8) проведена «линия песков». По
пересечению касательной с «линией песков>
найдено расчетное время тр = 66 мин.
Удельная площадь сгущения составит
s= 695*66/80-320 — 1,8 м2*сут/т.
Из графика видно, что после 0,5 ч отстаи-
вания твердое уже находятся в зоне уплот-
нения. Поэтому среднее разжижение подсчи-
тывают для времени от 0,5 до 6 ч:
„ _ 1 Г 4,33 + 3,15 ,
- б’-oj' L----2----<’ ~ °-а) ~
+ ЗЛ5+2ЛО_(2__1) +
+ «2+^". (3_2) +
+Лн + м1(4_3) +
+ (5 — 4) +
1,63+-1,51(6_5)J _2,23
Высота зоны уплотнения (прн Rc = L28,
Rep — 1,54 и ft = 1,05 м)
h = 5,5 (1/2,8 + 2,23)/24*1,8 - 0,33 м.
276
Таблица VI.3
Результаты опытов по сгущению пульпы (внутренний диаметр трубки 25 мм,
отношение Ж : Т в исходном 3,5 : 1)
Интервал j времени между сливами, ч Масса твер- дого в отоб- ранном сли- ве, г Скорость удаления слива, м/ч 2 о5 ® я о X • > В Н Eg Содержан не твердого в сливе, кг/ма Количество слива с 1 т твердого, м3/т Потери со сливом, % Удельная производи- ;тельность т/(м‘*сут) Удельная площадь сгущения, м2- сут/т
0,5 2,3 0,6 14,4 7,82 2,5 * 1,95 5,76 0,17
1 0,6 0,3 7,2 4,08 2,5 1,02 2,88 0,35
2 0,27 0,15 3,6 1,84 2,5 0,46 1,44 0,7
3 0,18 0,1 2.4 1,22 2,5 0,31 0,96 1,05
4 0,14 0,075 1,8 0,95 2,5 0,24 0,72 1,4
* Предварительные опыты показали, что содержание твердого в сгущенном продукте может пре-
вышать 50 %, поэтому отношение Ж:Т в разгрузке сгустителя принято равным 1 : 1.
Высоту остальных зон принимают по кон-
структивным соображениям: высоту зоны
осветления 0,3—0,9 м, высоту зоны свобод-
ного осаждения 0,3—0,6 м.
При окончательном подсчете диаметра сгу-
стителя площадь сгущепия по сравнению
с расчетной обычно увеличивают на 20—
30 %, учитывая неравномерность загрузки.
Если при сгущении пульпы чистый слив не
выделяется, т. е. четкая граница между осе-
дающей твердой фазой и сливом отсутствует,
то площадь сгущения выбирают с учетом
потерь твердого со сливом. Для определения
этих потерь проводят опыты в стеклянной
трубке диаметром 23—25 мм, рабочей длиной
1,8 м (для ускорения работы лучше иметь
несколько таких трубок). Плотно закрыв
пробкой нижний конец трубки, устанавли-
вают ее вертикально и заливают в нее пульпу
до отметки 1,8 м. Через определенный про-
межуток времени, например после 15 мин
отстаивания пульпы, сифоном отбирают столб
слива высотой 0,3 м, после чего доливают
свежую пульпу до первоначальной метки.
С принятым интервалом времени всю опера-
цию неоднократно повторяют в течение пер-
вого часа; в течение второго часа операцию
производят с интервалом, например, в 30 мни.
Последующие опыты можно проводить с ин-
тервалом в один и несколько часов. Отсифо-
ненные сливы фильтруют, осадок высуши-
вают и определяют массу сухого материала.
По результатам опытов определяют потери
твердого со сливом при разной площади
сгущения (табл. VI.3).
Скорость удаления слива определена деле-
нием высоты столба слива (0,3 м) на интервал
времени. Удельная производительность по
сливу численно соответствует скорости уда-
ления слива, умноженной на 24 (число часов
в сутках). Содержание твердого в сливе под-
считано по массе твердого в отобранном сливе.
При диаметре трубки 25 мм объем отбирае-
мого за один раз слива составлял 0,147 л.
В первом опыте интервал времени равнялся
0,5 ч, следовательно, 2,3 г твердого были
отобраны за два раза, т. е. содержались
в 0,294 л. Это соответствует 7,82 кг/м3.
В остальных случаях сливы были отсифонены
за один раз. Количество слива, получаемого
с 1 т твердого, определяют по разности зна-
чений Ж : Т в исходном и сгущенном про-
дуктах. Отношение Ж Т (содержание твер-
дого) в сгущенном продукте оценивают по-
путно. Потери со сливом подсчитывают по
содержанию твердого в сливе и количеству
слива с 1 т твердого.
Удельная производительность определена
делением удельной производительности по
сливу на количество слива с 1 т твердого. При
удельной производительности 0,7 т/(м2• сут)
(см. табл. VI.3) потери со сливом составляют
около 0,25%. Однако, учитывая разницу
в условиях осаждения (выпадение из сред-
них и нижних слоев отобранного нз трубки
слива частиц, которые в условиях непре-
рывного сгущения попадут в слив), следует
ожидать, что потери в промышленном сгу-
стителе при такой производительности будут
в 2—3 раза больше.
При отсутствии трубок опыты можно про-
вести в мерных цилиндрах.
Показатели фильтрования
продуктов — удельную производительность
и влажность кека — подсчитывают на осно-
вании данных опытов на лабораторной уста-
новке с фильтровальной воронкой (рис. VI.9).
В зависимости от крупности материала опы-
ты проводят методом присасывания или на-
лила. В первом случае моделируют работу
барабанных с наружной фильтрующей по-
верхностью и дисковых фильтров, во вто-
ром — ленточных, карусельных и с мень-
шим приближением фильтров с внутренней
фильтрующей поверхностью.
Переменными параметрами фильтрования
обычно являются: вакуум, содержание твер-
дого в пульпе, частота вращения барабана
или дисков, скорость движения ленты для
ленточных фильтров (в опытах этому соответ-
ствует время набора и подсушки кека), а так-
же ткань. Могут быть проведены опыты с до-
277
Рис. VI.9. Схема лабораторной установки с фи ль*
трующей воронкой:
1 — ванна; 2 — мешалка; 3 — воронка; 4 —
гибкий шланг; 5 — сборник фильтрата; 6 — ре-
гулятор вакуума; Z — вакуумметр; 8 — ва-
куум-насос
банками реагентов (коагулянтов, флокулян-
тов, влагопонизителей), подогревом пульпы
и т. п.
Для проведения опытов с присасыванием
по размерам зон набора н подсушки кека
у промышленного аппарата и выбранной
частоте вращения барабана или дисков под-
считывают время набора и подсушки кека.
Например, у барабанного фильтра зона на-
бора составляет а= 1,83 рад, а зона под-
сушки Р = 2,44 рад. Тогда при частоте вра-
щения барабана п — 0,005 с-1 (и — 0,3 мин'1)
время набора кека составит
тн = 60-1,83/0,3-6,26 -- 58 с,
а время подсушки
тп = Тцр/а = 58• 2,44/1,83 = 78 с.
После выполнения подготовительных опе-
раций (оснащения воронки тканью, загрузки
пульпы в ванну, создания вакуума в системе)
воронку погружают в пульпу, открывают
кран и, следя по секундомеру, производят
набор кека. Пульпу во время набора кека
постоянно перемешивают. Затем воронку
вынимают из пульпы, переворачивают и кек
подсушивают. В конце опыта измеряют объем
фильтрата, толщину кека, взвешивают сы-
рой кек и направляют его на сушку. После
сушки кека подсчитывают его влажность
и удельную производительность фильтро-
вания.
Если, например, площадь фильтрования
на воронке Е = 50 см2, масса сухого кека
Qcyx — 100 г, то удельная производитель-
ность
q = =
100-1О4-36ОО‘1,83
6,26-50-1О6-58
= 0,36 т/(м2-ч).
Опыт повторяют несколько раз (до десяти),
при одних н тех же условиях, данные запи-
сывают в таблицу.
При испытании фильтрования методом на-
лива различают моделирование фильтров лен-
точных и барабанных с внутренней фильтру-
ющей поверхностью.
В первом случае в наличную фильтроваль-
ную ВОрОНКУ С ВЫСОКИМ ЦИЛИНДрИЧеСКИМ СТс-
каном заливают порцию пульпы и выдержи-
вают под вакуумом в течение времени, соот-
ветствующего времени пребывания мате-
риала на ленте, т. е. учитывают скорость
движения ленты и длину вакуум-камеры.
Во втором случае в наливную воронку загру-
жают порцию пульпы, подключают вакуум
н следят за обнажением поверхности кека
(осадка). Время от подключения вакуума
до этого момента условно считают временем
фильтрования. Не отключая вакуума кек
подсушивают. Время подсушки подсчиты-
вают по соотношению зон в фильтре с вну-
тренней фильтрующей поверхностью. Обыч-
но тп тн = 1,5, так как зона набора а ~
1,39 рад, а подсушки ₽ ~ 2,09 рад.
Подсчет удельной производительности иден-
тичен приведенному выше.
При сравнении данных, полученных в ре-
зультате фильтрования одного из медных
концентратов методом присасывания, было
найдено, что переходный коэффициент (от
лабораторных условий к промышленным)
для удельной производительности составляет
0,65, а для влажности кека 1,05.
Агломерация тонкоизмель-
ченных концентратов и руд-
ной мелочи в виде навесок (10—70 кг)
исследуемой шихты осуществляется в агломе-
рационных чашах периодического действия.
Состав шихты определяют расчетным путем,
исходя из заданной основности агломерата
или содержания определенного элемента в до-
менной шихте (см. разд. V, гл. 1, § 2). Круп-
ность твердого топлива и флюсующих доба-
вок —3 мм, крупность рудной мелочи
—10 (8) мм.
Взвешенные компоненты шихты смешивают
в водопадном режиме в течение 1—2 мвв
при коэффициенте заполнения барабана 15 %;
окомкование шихты проводят в режиме пере-
ката в течение 2—3 мнн при коэффициенте
заполнения 7—8 % с заданным увлажнением
шихты. От приготовленной шихты сокраще-
нием отбирают пробу (3—4 кг) для определе-
ния влажности, химического состава и гра-
нулометрической характеристики. Спекание
ведут с применением засыпки, уложенной
по периферии спекаемого слоя. Подогревают
шихту в специальном устройстве за счет
нагретого до определенной температуры воз-
врата или на агломерационной установке
за счет просасывания через слой шихты го-
рячих горных газов. Зажигают шихту с по-
мощью передвижного газового горна в те-
чение 0,7—1,0 мин при температуре горновых
газов 1520—1540 К, интенсивности зажига-
ния 42 000—64 000 кДж/(м2-мин), содержа;
нии кислорода над слоем шихты 6—8 %
и разрежении, обеспечивающем просасывание
горновых газов через [слой шихты. По окон-
чании зажигания спекание ведут за счет про-
сасывания воздуха через слой шихты при
постоянном разрежении в вакуум-камер-
9,8—11,8 кПа. Через каждую минуту изме-
278
ряют разрежение, температуру отходящих
газов под колосниковой решеткой и у изме-
рительной диафрагмы, перепад статических
давлений газообразных продуктов горения
на измерительной диафрагме. Температуру
горновых газов и шихты по высоте слоя фик-
сируют контрольно-измерительными прибо-
рами.
Выгруженный из агломерационной чаши
спек сбрасывают три раза с высоты 2 м на
стальную плиту, после чего рассеивают иа
грохоте с отверстиями сит 25; 8,5 н 3 мм.
Годным считают агломерат 4-8 мм, крупность
возврата —8 мм. Выход годного агломерата
сопоставляют с расчетным балансовым выхо-
дом для оценки правильности выбора рас-
хода топлива, режима спекания и обработки
спека. Механическую прочность годного агло-
мерата определяют по ГОСТ 15137—77,
прочность годного агломерата при восстанов-
лении — по ГОСТ 19575—74. Для наиболее
характерных опытов определяют химический
состав агломерата.
Результаты опытов спекания оценивают
величиной удельной производительности
установки по агломерату н качеством агло-
мерата. Удельную производительность
q [т/(ма ч) ] установки определяют с по-
мощью выражения
q = 6-10-*рсЛ1, (VI.6)
где ₽ — выход спека нз 1 м3 * * * * В * загруженного
в агломерационную чашу материала, т/м3;
с — средняя вертикальная скорость спека-
ния, мм/мин; М — расчетный или фактиче-
ский выход годного агломерата из спека, %.
Оптимальным считают опыт, в котором
получены наиболее высокие технологические
показатели и наилучшее качество агломерата
при условии балансирования содержания
возврата в шихте и полученном спеке.
Окомковаиие тонкоизмель-
ченных материалов осуществляет-
ся в барабанных и тарельчатых окомкова-
телях. Навеску материала (3 кг) предвари-
тельно увлажняют при ручном перемешива-
нии и загружают в барабанный окомкователь
периодического действия или подают в сухом
виде с последующим или одновременным
увлажнением. Для получения однородных
окатышей применяют метод переменного
увлажнения и накатывания. Влажность,
при которой получают наиболее прочные
окатыши, принимают за оптимальную.
После сортировки на калибраторе для ока-
тышей диаметром 14 мм определяют влаж-
ность, предел прочности при сжатии, высоту
сбрасывания и количество сбрасываний, кото-
рые может выдержать окатыш.
Удельную поверхность материала, харак-
теризующую способность его к окомкованию,
определяют с помощью приборов ПСХ-4
или АДП-1, основанных на фильтрации воз-
духа через слой уплотненного порошка при
давлениях, близких к атмосферному.
Тарельчатый окомкователь предназначен
для получения окатышей в непрерывном
цикле по методике, разработанной В. М. Би-
тюги ным с использованием буртового и
донного гарнисажа. Шихтовую нагрузку на
окомкователь устанавливают в зависимости
от скорости процесса окомкования, которая
зависит от свойств шихты, определяющих ее
способность к окомкованию: крупности, влаж-
ности, количества глинистых составляющих
нлн присадок н др.
Сушку, нагрев и обжиг окатышей при
наличии небольшого количества исследуе-
мого материала осуществляют на лаборатор-
ной установке (навеска окатышей 60—70 г)
в проволочной корзинке, которую последо-
вательно вводят в зоны реактора с разными
температурами. Изменяя длительность пре-
бывания окатышей в потоке газа с разной
температурой, моделируют различные режимы
их сушки, предварительного нагрева, обжига
и охлаждения.
Обожженные окатыши испытывают для
определения предела прочности при сжатии
с помощью пресса; химическим анализом
определяют содержание общего железа и
закиси железа (в случае получения окислен-
ных железорудных окатышей), после чего
рассчитывают степень окисления магнетито-
вого концентрата по формуле
(VI.7)
(FeO)0
где Fe0 и FeO0 — содержание соответственно
общего и закиси железа в исходном мате-
риале, %; Fe н FeO — содержание соответ-
ственно общего и закиси железа в окислен-
ном материале, %.
В случае получения металлизованных ока-
тышей степень металлизации рассчитывают
по формуле
^Fe = (ре)мет 10°/(Fe)o6, (VI .8)
где FeMeT и Fe06 — содержание соответ-
ственно металлического и общего железа
в восстановленных окатышах, %.
Лабораторная установка позволяет прово-
дить обжиг окатышей в слое и моделировать
зоны сушки (с дутьем или прососом), подо-
грева, обжига, рекуперации и охлаждения
промышленных обжиговых агрегатов кон-
вейерного типа.
При наличии небольшого количества иссле-
дуемого материала оптимальный режим об-
жига определяют с небольшими навесками
окатышей (10 кг) крупностью 12—15 мм.
Окатыши засыпают в перфорированный ста-
кан из жаропрочной стали диаметром 140 мм
и высотой 300 мм, который устанавливают па
донную постель в слой из обожженных окаты-
шей. Температуру в горнах поддерживают
в пределах 570—770 К, скорость теплоно-
сителя 1,0—1,6 м3/с. Температуру в горне
обжига регулируют в широких пределах
(1070—1670 К), скорость теплоносителя 0,5—
1,5 м3/с. Охлаждают окатыши холодным воз-
духом, подаваемым вентилятором в вакуум-
камеру под колосниковую решетку. При
оптимальном режиме обжига проводят кон-
трольные опыты с заполнением всего объема
чаши сырыми окатышами.
279
Производительность лабораторной обжиго-
вой установки рассчитывают по формуле
1 /Р = 1/Рс 4~ Ъ'/’пЧ- 1/*Роб-)-1/-Ррек4^ 1/^охл>
(VI.9)
где Рс, Рп, Роб, Рмн и Рохл — произво-
дительность соответственно в зонах сушки,
подогрева, обжига, рекуперации и охлажде-
ния, т/(м2-ч).
Производительность в каждой зоне под-
считывают по формуле
Pi =Нонр^/Т;, (VI.10)
где Яок — высота слоя окатышей, м; pi —
насыпная плотность окатышей в зоне, т/м3;
т,- — время пребывания окатышей в зоне, ч;
Р/ — выход годных окатышей после термо-
обработки в зоне, доли ед.
Для проведения качественного анализа
обожженных окатышей слоя их делят по
высоте на три равновеликие пробы, в каждой
пробе определяют химический и минеральный
состав, предел прочности при сжатии, ме-
ханическую прочность, прочность при вос-
становлении.
Магнетизирующий обжиг
руд осуществляют в пересыпающемся слое
на лабораторной установке с использованием
любого вида восстановителя.
Навеску руды крупностью —15 мм мас-
сой не более 1 кг вводят в середину реторты,
после чего реторту устанавливают и герме-
тизируют. Для исключения влияния крупно-
сти руды навеску составляют из отдельных
классов определенного гранулометрического
состава. Крупность используемого твердого
восстановителя —3 мм. Включают нагрев
реторты и одновременно придают ей вра-
щение.
По достижении необходимой температуры
выдерживают заданную продолжительность
обжига, после чего отключают нагрев и
обожженную руду охлаждают в определен-
ной атмосфере (восстановительная, нейтраль-
ная, окислительная). Руду выгружают из
реторты, взвешивают, измельчают до круп-
ности —2 мм и отбирают пробу для химиче-
ского анализа на ЕеОбщ, Fe2+ и FeMeT.
Качество обжига оценивают по содержа-
нию магнетита, степени восстановления обож-
женной руды и показателям разделения
в трубчатом магнитном анализаторе 25Т-СЭМ.
Содержание магнетита в обожженной руде
определяют магнетохимическим методом, раз-
работанным С. К. Гребневым и К. Н. По-
темкиным.
Степень восстановления г (%) по потерям
кислорода окислов железа в процессе вос-
становления рассчитывают по формуле [82]
Г = (1/ЗсСр 2+ -j- ) ЮО/С^ре _ , (VI. 11)
V гь гемет/ обод
где aFel+, и aFe , — содержа-
гемет общ
ние соответственно железа двухвалентного,
металлического и общего в обожженной
руде, %.
Наиболее высокие показатели магнитного
анализа обожженной руды соответствуют
оптимальному режиму обжига.
280
§ 10. Планирование опытов
с применением математических
методов
Определение оптимальных условий процес-
сов обогащения до недавнего времени про-
изводилось постановкой опытов только по
методу Гаусса—Зайделя, согласно которому
в серии опытов меняют численное значение
лишь одного фактора, а значения всех осталь-
ных оставляют постоянными. Установив опти-
мальное значение первого фактора, перехо-
дят к определению второго, третьего и т. д.
Этот метод прост, нагляден. Основной недо-
статок его — необходимость постановки боль-
шого числа опытов. Математически обосно-
ванные методы планирования экспериментов
позволяют решить поставленную задачу точ-
нее и при меньшем числе опытов.
Для оценки хода процесса пользуются ря-
дом характеризующих его параметров (извле-
чение ценных компонентов в концентраты,
качество концентратов, показатели экономи-
ческой эффективности процесса и т. д.) [48].
Оптимизировать процесс одновременно по
нескольким показателям невозможно, уни-
версального же показателя для оценки
различных операций обогащения на любой
стадии поиска пока нет. Поэтому при оценке
эффективности какой-либо операции выби-
рают характеризующий ее показатель (це-
левую функцию у) в соответствии с постав-
ленной задачей.
Любой технологический процесс зависит
от условий, в которых он протекает. Усло-
вия, влияющие па процесс, принято назы-
вать факторами Xj. При флотации, например,
факторами х/ являются расход и распределе-
ние реагентов по точкам их подачи, круп-
ность измельчения, pH среды, температура
пульпы и т. д. Условия процесса оптимальны,
когда целевая функция достигает своего
экстремального (максимального или мини-
мального) значения.
Метод крутого восхождения
[34,48, 53 ] состоит в следующем. Зависимости
целевой функции от факторов, определяю-
щих ее, можно представить в пространстве
в виде какой-либо поверхности и записать
в общем виде
у — <р (*1*2*3 хД. (VI. 12)
На некотором участке поверхность можно
заменить плоскостью, тогда
у = Ьо Ь1х1 _[_ Ь2х2 4- - biXt. (VI.13)
Уравнение (VI. 13) называется уравнением
регрессии, а коэффициенты bOr bit b2, ..., —
коэффициентами регрессии, характеризу-
ющими наклон плоскости в направления*
изменения первой, второй и т. д. перемен-
ных. Значение и знак их показывают, как
влияет на процесс тот или иной фактор.
Поставив запланированную по определен-
ным правилам [48] серию опытов с одно-
временным варьированием всех изучаемы*
факторов, можно определить коэффициенты
регрессии и рассчитать линию крутого вое-
хождения — кратчайший путь к оптимуму.
Следующую серию опытов ставят в направ-
лении крутого восхождения и определяют
оптимальные условия ведения процесса. Иног-
да направление линии крутого восхождения
(особенно если первая серия опытов была
поставлена слишком далеко от оптимальных
условий) корректируют с помощью допол-
нительной серии опытов.
Первоначально намечают факторы, кото-
рые, по имеющимся сведениям, оказывают
основное влияние на процесс, и выбирают их
исходные значения xin, при которых, но пред-
варительным данным, должны быть полу-
чены лучшие результаты (условия базового
опыта). Планировать изучение влияния не-
скольких однотипных факторов (например,
влияния различных собирателей или вспени-
вателей) в одной серии опытов нельзя. За-
тем определяют интервалы варьирования
факторов S; — значения, на которые нужно
изменить тот или иной фактор в большую
(верхний уровень Дх; = +1) и меньшую
(нижний уровень Дх; = —1) стороны. Интер-
валы варьирования факторов обычно состав-
ляют 15—30/6 численного значения этих
факторов в базовом опыте [34]. После этого
ставится серия опытов, данные которых
позволяют отыскать коэффициент регрессии.
Численные значения факторов в каждом
из опытов определяют с помощью матрицы
планирования (плана проведения опытов,
записанного в виде таблицы), которую со-
ставляют по определенным правилам, позво-
ляющим с наибольшей независимостью опре-
делить влияние каждого из факторов на про-
цесс. Такие матрицы составлены Кохреном
и Коксом, Планкетом и Берманом [53 ].
Для упрощения расчетов матрицы должны
отвечать двум требованиям: сумма плюсов
и минусов в каждом столбце должна быть
равна нулю; сумма произведений знаков
одного столбца на соответствующие по стро-
кам знаки любого другого столбца должна
быть также равна нулю.
Допустим, изучается влияние на процесс
двух факторов хг и х3 на двух уровнях, тогда
все возможные комбинации уровней исчерпы-
ваются четырьмя опытами (табл. VI.4).
Для сокращения записи матриц вводится
кодовое обозначение из малых латинских
букв (а, 6, с ... и т. д,) и одной цифры «1».
Буква а характеризует уровень Xj; b — уро-
Таблица VI.5
Таблица VI.4
Полный факторный эксперимент для
варьирования двух факторов на двух
уровнях
Ди опыта Фактор Кодовое обозначен не строки
-Ч хг
1 — 1 — 1 «1»
2 + 1 — I а
3 -1 ~Г 1 b
4 -Г1 + 1 ab
вень х3 и т. д. Обозначения указывают, что
в соответствующих строках (опытах) фак-
торы Xi, х2, х3 и т. д. были на уровне -ф1.
Если в сочетании, описывающем строку,
какая-то из букв отсутствует, это Значит,
что соответствующий ей фактор в этой строке
(опыте) находится на уровне —1. Символ «1»
означает, что все факторы в этой строке на-
ходятся на нижнем уровне. Пользуясь симво-
лами, таблицу для двух факторов можно за-
писать так: «1», a, b, ab.
Приведем несколько матриц с минималь-
ным количеством опытов [53], которыми
рекомендуется пользоваться для планирова-
ния экспериментов.
Для трех факторов: «1», ab, ас, be.
Для четырех факторов: «1», ab, ас, ad,
be, bd, cd, abed.
Для пяти факторов: «1», ab, cd, ace, bee,
ade, bde, abed.
Для шести факторов: «1», acf, ade, bee,
bdf, abed, abef, cdeh
Для семи факторов: «1», abed, abe[, acfg,
adeg, bceg, bd[g, cdef.
При большем количестве факторов для
проведения отсеивающих экспериментов (в це-
лях исключения из исследования перемен-
ных, не оказывающих влияния на процесс)
матрицы строят с помощью специально раз-
работанных строк-комбинаций уровней (-f-1
и —1). Приведем некоторые из них, заме-
нив -|~1 и — 1 на и — (табл. VI.5).
Построение матриц разберем на примере
плана для 11 факторов (табл- VI.6), число
опытов должно быть равно 12. В качестве
элементов первого столбца берут элементы
Комбинация знаков для составления полностью насыщенных планов
Хя стро- ки Число Комбинация знаков в первом опыте плана
фак - торов опы- тов
1 И 12 4—I- — 4—1 1 !
2 15 16 — тт4— 4— + 4- 1
3 19 20 -!- + 4- 4- + + - + - 4- - + + -
4 23 24 + 4-4-4 4 —4 4— •—4 + 4 --4 —
281
Таблица VI.6
Насыщенный факторный план для варьирования 11 факторов
соответствующей строки табл. VI.5, в дан-
ном случае — первой. Второй столбец по-
лучают из первого, в котором последний
элемент ставят на первое место, а все осталь-
ные сдвигают соответственно вниз. Третий
столбец получают из второго — на первое
место ставят последний элемент, а все осталь-
ные сдвигают вниз и т. д. При повторении
этой операции 10 раз получают матрицу
11X11. К этой матрице прибавляют послед-
нюю 12-ю строку, элементами которой яв-
ляются знаки —, Аналогично строят планы
и для другого количества факторов.
После проведения эксперимента опреде-
ляют коэффициенты регрессии
/ п \ I
hi = 2j ^iuyu I / (VI. 14)
'и = 1 II
(где t — номер фактора; п — количество опы-
тов; и —• номер опыта) и расчетные шаги bjSj.
Затем для фактора, имеющего один из наи-
больших коэффициентов регрессии назна-
чают рабочий шаг SJ, как правило, в диапа-
зоне 8—15% численного значения фактора
в базовом опыте и рассчитывают коэффициент
перехода А = 3^’Ь.8( (масштаб для опре-
деления рабочих шагов всех остальных
факторов).
Рабочие шаги варьирования S'- для осталь-
ных факторов определяют умножением их
расчетных шагов на коэффициент пере-
хода А-
Условия проведения опытов на линии
крутого восхождения определяют следующим
образом. Численное значение каждого фак-
тора в базовом опыте изменяют на рабочий
шаг этого фактора, взятый со знаком коэф-
фициента регрессии для этого же фактора.
Если рабочий шаг для какого-либо фактора
на линии крутого восхождения оказывается
менее 2—3 % значения его в базовом опыте,
а заранее известно, что этот фактор значи-
тельно влияет на процесс (измельчение, рас-
282
ход собирателя и т. д.), то можно считать
значение этого фактора в базовом опыте
близким к оптимальному. Тогда после изме-
нения базовых значений фактора на два-трв
рабочих шага (на 5—10 %) численное его
значение в остальных опытах оставляют
постоянным.
В иных случаях малое значение коэффи-
циента регрессии может свидетельствовать
о том, что в испытанном интервале знамени!
этот фактор слабо влияет на процесс. По-
этому в последующей серии опытов его влия-
ние проверяют в другой области значений.
После этого мысленно делают по градиенту
четыре-пять шагов и, приняв за базовые
условия четвертого или пятого опыта на
линии крутого восхождения, ставят новую
серию для уточнения направления движений
к оптимуму.
После проведения в уточненном направле-
нии ряда опытов находят оптимальные усло-
вия (достигают почти стационарной области,
где параметр оптимизации практически не
изменяется). Меняя целевую функцию, из
той же серии опытов можно получить допол-
нительную информацию о протекании про-
цесса, например, о качестве чернового кон-
центрата, извлечении металла в концентрат,
содержании его в хвостах и т. д.
В качестве примера рассмотрено' нахожде-
ние оптимальных условий основной и кон-
трольной флотации монометаллической мед-
ной сульфидной руды, содержащей 1,55%
меди, представленной халькопиритом. На
одном из предприятий руду аналогичного
состава на сталии основной и контрольной
флотации обогащают по следующему техно-
логическому режиму: измельчение до 70 %
класса —0,074 мм, расход соды 300 г/т,
ксаятогеяата 110 г/т, вспенивателя 60 г/т.
общая продолжительность основной и кон-
трольной флотации 25 мин.
Значения изучаемых факторов xt-D в базо-
вом опыте и интервалы их варьирования S;
приведены в табл. VI.7 (измельчение в те-
Таблица V1.7
Таблица планирования опытов
Показатели Изучаемый фактор Результаты опытов
Продолжи- тельность измельчения *1* мин Расход соды xt. г/т Общий рас- ход ксанто- гената хг. . Г/Т 1 Общий рас- ход вспени- : вателя z4. , г/т Продолжи- тельность основной и ! контрольной । флотации х6, мин Содержание меди в хво- стах, % Извлечение меди в сум- марный чер- новой кон- i центрат. %
Базовый уровень Интервал варьиро- вания Верхний уровень (+) Нижний уровень (-) 20 4 24 16 200 50 250 150 75 15 90 60 40 10 50 30 16 4 20 12
Опыт; I 2 3 4 5 6 7 8 i +1 + 1 +1 + 1 16 24 16 24 16 24 16 24 ++ 1 + I 1 + | 150 250 150 150 250 150 250 250 1 1 Н—I—Ь 11 + -1 60 60 90 90 90 60 60 90 +++1|+[| 30 30 50 30 30 50 50 50 1++++III 12 12 12 20 20 20 20 12 0,37 0,34 0,27 0,22 0,24 0,21 0,21 0,20 77,3 79,6 83,6 86,7 85,8 87,9 87,7 88,2
Коэффициент рег- рессии + 1,0 +0,7 + 1,5 + 2,2 +2,4
Расчетный шаг Коэффициент пере- хода Рабочий шаг Серия опытов на линии крутого вос- хождения: 9 . 10 П 12 +4,0 + 1 21 22 23 24 +35,0 +8 208 216 224 232 +22,5 +5 80 85 90 95 +22,0 +5 45 50 55 60 +9,6 0,21 +2 18 20 22 24 0,14 0,12 0,10 0,10 91,5 93,1 94,2 94,4
чение 24 мин соответствует 67 % класса—•
0,075 мм, измельчение в течение 16 мин —
56 % класса —0,074 мм). В этой же таблице
приведены матрицы планирования и усло-
вия проведения опытов.
В основную флотацию подают по 70 %
общего количества ксантогената и вспени-
вателя, заданных в том или ином опыте,
а в контрольную — по 30 %, Продолжитель-
ность основной флотации 40 % общего вре-
мени флотации, контрольной — 60 %.
За целевую функцию принимают суммар-
ное извлечение меди в объединенный кон-
центрат при следующем ограничении: счи-
тают, что процесс обогащения руды закап-
чивается в том опыте (на линии крутого вос-
хождения), начиная с которого содержание
металла в хвостах практически не сни-
жается.
По данным первой серии опытов, для всех
факторов по формуле (VI. 14) рассчитывают
коэффициент регрессии
= I S /« = (-77,3 + 79,6-
+=1 ' I
— 83,6+86,7 —85,8+87,9 —87,7 + 88,2)/8 =
= +8/8 = +1.
Аналогично определяют коэффициенты ре-
грессии Ьг — Ь5 (4> = +0,7; bs = +1,5; b4 =
= +2,2; Ь5 = +2,4) и заносят их в таблицу
планирования (см. табл. VI.7). Все коэф-
фициенты получены со знаком + Это озна-
чает, что для повышения извлечения числен-
ное значение каждого фактора в опытах на
линии крутого восхождения (относительно
базового опыта) нужно увеличить. Если бы
283
Таблица VI .8
Матрица А для планирования серии первоначальных опытов
№ опыта *71-1 л .
1 Г-1 г2 ^3 Гп~1 г-
2 г2 Гз Gl-l Г-
3 о -R-2 Гз Гп-1
4 0 0 -R3 Гп-1 гп
п — 1 0 ’ 0 ' 6 ' Гп_1 fr.
п 0 0 0 —Rn-i Тп
п -]- 1 0 0 0 0 -R-
Примечание. Ю72 (i -|- 1); г. = / l/2l (t --- 1); t = 1> 2, 3, 4 ... п. R- 'и \r. — сС — ц
форма коэффициентов, внесенных в матрицу с частными номерами факторов 1, 2, 3 н; i —
фактора в общем виде.
Коэффициент для какого-либо фактора ока-
зался отрицательным, то численное значение
этого фактора нужно было бы уменьшить.
После этого определяют расчетные шаги
варьирования факторов S;bf. Затем для фак-
тора х5 (продолжительность флотации), име-
ющего наибольший коэффициент регрессии
(Ь- -)-2,4), назначают рабочий шаг (3^ =
= -j-2 мин), рассчитывают коэффициент пе-
рехода Л для определения рабочих шагов
остальных факторов
/< = S’l/blSl = S-s/b5S5 = 2/2,4-4 - 0.21
и вычисляют рабочие шаги
Изменяя численное значение каждого фак-
тора по сравнению с его значением в базовом
опыте на рабочий шаг, взятый со знаком
коэффициента регрессии, рассчитывают усло-
вия проведения опытов на линии крутого
восхождения (опыты 9—12). Результаты этих
опытов показывают, что за оптимальные
нужно принять условия опыта 11.
При определении оптимальных условий
перечистных операций (в опытах по прин-
ципу непрерывного процесса), где получают
конечные продукты, за целевую функцию
можно принять показатель экономической
оценки концентрата
р =
где у — выход концентрата; Р — содержа-
ние ценного компонента в концентрате;
Ц — цена тонны полезного компонента в кон-
центрате при содержании его, равном 0.
Одновременно учитывают разницу в стои-
мости сравниваемых процессов (стоимость
реагентов, электроэнергии и т. д.).
Симплексный метод [53] со-
стоит в постановке серии опытов, заплани-
рованных так, чтобы точки, соответствующие
условиям проведения этих опытов, образо-
284
вывали в факторном пространстве правиль-
ный симплекс (совокупность п 4- 1 равя>
удаленных друг от друга точек в л-мерио»
пространстве). Если варьируются два фаь-
тора, то это будет равносторонний треуголь-
ник на плоскости, если три фактора — те-
траэдр в трехмерном пространстве и т. х
Затем выявляют точку (опыт) с наихудшим»
результатами. Эту точку заменяют новов.
представляющей собой ее зеркальное отра-
жение относительно противоположной гран.»
симплекса. Новая точка вместе с оставшимися
снова образует правильный симплекс, центу
тяжести которого переместился в сторону
повышения качества процесса, ближе к опти-
муму.
После проведения опыта в условиях до-
полнительной точки опять сопоставляют ре-
зультаты, выявляют наихудшую точку, ко-
торую заменяют ее зеркальным отражение»
и т. д. Это повторяют до тех пор, пока at
достигается почти стационарная область
Матрица А планирования серии опытов в об-
щем виде приведена в табл. VI.8.
После расчета коэффициентов Ri и г; г:~
ставляют матрицу В (табл. VI.9).
Чтобы построить симплекс для непосред-
ственного проведения эксперимента, так же
как и для метода крутого восхождения, на-
мечают факторы х^, условия базового опы-
та х(-о и интервалы варьирования Sf. Значе-
ния факторов в каждом опыте исходного сим-
плекса определяют по формуле
= ч + <V1 -5|
где и — номер опыта; Кли — значение коэф-
фициентов п или Ri в матрице В; S; — интер-
вал варьирования.
После постановки серии опытов выявляют
наихудшую точку и условно вычеркивают
ее из рабочей таблицы, в которую занеееэы
условия и результаты опытов, затем находят
зеркальное отражение вычеркнутой точи-
130ЛИЦЭ VI. У
Матрица В планирования для пяти факторов
№ оп ыта Х1 х2 X 3 Х4
1 г, = 0,5 г2 = 0,289 г3= 0,204 = 0,158 г6 = 0,129
2 ~= —0,5 г2 = 0,289 г3 =- 0,204 г4 - 0,158 г5 - 0,129
3 0 7?3 —0,578 г3 = 0,204 г4 = 0.158 0,129
4 0 0 R3 = -0,612 г> = 0,158 г5 = 0,129
5 0 0 0 R4 = —0,632 г5 0,129
6 0 0 0 0 R3 =-• —0.645
Условия для проведения нового опыта опре-
деляют по формулам:
Xin+2 ~ (\ I 16)
/ 12 \ 1
xie ~~ \ х*и ) / П’ и h (VI. 17)
« = 1 ' /
где хи — координата наихудшей точки;
x,c — координата центра противоположной
грани; х^ — координата новой точки.
Если результаты вновь поставленного опы-
та окажутся более высокими, чем наиболее
низкие результаты опытов, оставшихся в таб-
лице, то условно вычеркнутый опыт вычерки-
вают окончательно. В таблицу вносят вновь
поставленный опыт. На следующем шаге из
таблицы условно вычеркивают худший из
оставшихся опытов, находят его зеркальное
отражение и т. д. Шаговое движение методом
отражения производят до достижения почти
стационарной области, где практически пре-
кращается прирост параметра оптимизации.
Если результаты вновь поставленного опы-
та окажутся равными или ниже худшего
опыта из оставленных в таблице, тогда этот
опыт не учитывают, а условно вычеркнутый
опыт оставляют в таблице и условно вычер-
кивают следующий за ним (худший) опыт
и рассчитывают условия для нового опыта.
Если вновь поставленный опыт окажется не
лучше худшего из оставленных в таблице,
то для проверки нужно повторить лучший
из опытов и в случае подтверждения его
результата можно считать, что он находится
почти в стационарной области и условия его
близки к оптимальным. Если же результат
этого опыта окажется завышенным, тогда
в исходном симплексе завышенный результат
заменяют на уточненный и поиск повторяют.
При необходимости проверки влияния на
процесс еще какого-нибудь фактора (значе-
ние которого в предыдущих опытах оста-
валось постоянным) последний симплекс нуж-
но дополнить еще одним опытом- Условия
для него определяют следующим образом:
для факторов, которые ранее варьирова-
лись, — как среднее арифметическое их зна-
чения в последнем симплексе; для вновь
введенного фактора — по формуле
= х(п+1)0 +
+ S(„+1) /[(« + О + 1]/2(п+ 1) , (VI-18)
где —фиксированное значение но-
вого фактора; — интервал варьирова-
ния нового фактора: п — число ранее варьи-
руемых факторов.
Для иллюстрации техники симплекс-ме-
тода рассмотрим специально составленный
пример, имитирующий отыскание оптималь-
ных условий основной флотации монометал-
лической руды. Надо изучить влияние на
процесс флотации следующих факторов:
продолжительность измельчения xi0 = 25 мин;
Si — 8 мин; расход регулятора среды; х2ц =
— 500 г/т; S2 — 200 г/т; расход собирателя
х30 — 150 г.'т, S3 — 50 г/т; расход вспени-
вателя xif) — 50 г/т, S4 = 25 г/'т; продол-
жительность флотации х5о = 15 мин, S5 —
— 8 мин.
Численное значение факторов в опытах
I—6 (табл. VI. 10) определяем по формуле
(VI. 15): 25 + 0,5-8 29; х21 500 Д-
Д- 0,289-200 = 558; x3j = 150 + 0,204-50
= 160; х41 = 50ф- 0,158-25 = 54; х5) =
= 15 + 0,129-8 — 16 и т. д.
За параметр оптимизации принимаем извле-
чение полезного компонента в концентрат.
Поставив шесть опытов и обработав получен-
ные данные, видим, что опыт № 4 худший.
Условно вычеркиваем его из табл. V1.10
и по формулам (VI.16) и (VI.17) определяем
условия для проведения следующего (№ 7)
опыта: Xi^ 2’ 125/5 — 25 = 25; хг„ 2 X
X 2500/5 — 500 = 500; х3? = 2-'780'5 —
— 120 = 192 и т. д. Опыт № 7 оказался
лучше худшего, оставленного в таблице.
Условно вычеркиваем опыт №2, рассчиты-
ваем и ставим опыт№ 8. По такому же прин-
ципу вычеркиваем из таблицы опыты № 5,
6, 8 и ставим опыты Яе 9, 10 и 11. Результаты
опыта № 11 оказались не лучше худшего
опыта, оставленного в таблице, поэтому его
не учитываем, а условно вычеркнутый опыт
№ 8 оставляем в таблице. Затем условно
вычеркиваем следующий за опытом № 8
опыт № I, рассчитываем условия для опыта
№ 12 и ставим его. Результаты его оказа-
лись лучше, чем у худшего опыта, оставлен-
ного в таблице.
Для пояснения техники расчета при вклю-
чении еще одного фактора приводим в каче-
стве примера шестой фактор — температуру
пульпы, которая в предыдущих опытах под-
285
Таблица VI.10
Численные значения факторов н результаты опытов
№ опыта х1( мин Хг, г/т х3, г/т г/т мин X.. к Извлечение металла в конпен* трат, \
1 29 558 160 54 16 293 91
2 21 558 160 54 16 293 87
3 25 385 160 54 16 293 93
4 25 500 120 54 16 293 85
5 25 500 150 34 16 293 88
6 25 500 150 50 10 293 89
7 25 500 192 44 14 293 92
8 31 422 165 41 13 293 90
9 29 450 180 63 12 293 92
10 31 430 193 52 18 293 93
11 25 510 190 66 17 293 90
12 28 322 196 48 13 293 94
13 27 420 180 50 14 301 94
14 25 415 204 63 16 301 94
держи вал ась на одном уровне xG1J = 293 К
(см. табл, VI. 10). Шаг варьирования прини-
маем Se = 10 К.
Численные значения факторов, которые
ранее варьировались, для опыта № 13 опре-
деляем как средние арифметические их зна-
чений в последнем симплексе, а для вновь
вводимого фактора — по формуле (VI. 18)
*61S = 293 + Ю Kl(5+1)+ 1]/2 (5+1) = 301.
Ставим опыт № 13, в котором получаем
извлечение металла 94 %. Условно вычерки-
ваем опыт № 8, рассчитываем условия для
опыта № 14 и проводим его. Результаты пос-
ледних трех опытов показывают, что достиг-
нута почти стационарная область и условия
опыта № 12 можно принять за оптимальные.
Метод крутого восхождения можно реко-
мендовать для широкого применения при
исследовании руд на обогатимость, Однако
в некоторых случаях его целесообразно соче-
тать с методом Гаусса—Зайделя. Так, при
исследовании на обогатимость руд новых
месторождений, не подвергавшихся ранее
обогащению, необходимо для определения
условий базового опыта поставить несколько
серий опытов для ориентировочного опре-
деления значений основных параметров про-
цесса (крупность измельчения, расход соби-
рателя, pH среды, расход модификаторов,
продолжительность флотации). После выбо-
ра условий базового опыта определяют опти-
мальные условия процесса по методу крутого
восхождения.
Иногда оказывается целесообразной поста-
новка нескольких серий опытов по методу
Гаусса—Зайделя для уточнения непосред-
ственного влияния на показатели процесса
наиболее важных факторов. При этом осталь-
ным факторам задаются оптимальные значе-
ния, установленные методом крутого восхож-
дения.
286
Поскольку по симплекс-методу движение
к оптимуму предписывается после каждого
опыта, в случаях, когда происходят значи-
тельные непрерывные изменения условий про-
цессов (дрейф), например в промышленных
условиях, и зависимость параметра оптими-
зации от факторов нельзя описать уравне-
нием первого порядка, симплекс-метод более
эффективен, чем метод крутого восхождения.
Однако этот метод не позволяет оценивать
влияние каждого фактора в отдельности.
Поэтому, если какой-либо фактор не оказы-
вает влияния на процесс (или испытывается
в неудачно выбранном интервале значений*,
то, пользуясь симплекс-методом, этот фактор
невозможно исключить из испытаний иля
проверить его влияние в другом интервале
значений. При использовании симплекс-ме-
тода, прежде чем сделать очередной шаг на
пути к оптимуму, необходимо иметь резуль-
таты предыдущего опыта, что увеличивает
продолжительность эксперимента.
Метод проверки данных по
числу выступающих точек
используют для выбора оптимальной техно-
логической схемы (исследование обогатимо-
сти руды проводят, как правило, по несколь-
ким технологическим схемам). Этот метод
основан на подсчете количества значений
показателей процесса (например, извлечения),
превышающих максимальное значение в од-
ной серии опытов (выборке) и меньших ми-
нимального значения этих показателей в дру-
гой выборке. Необходимо, чтобы наибольший
и наименьший результаты были в разных
выборках, а количество опытов в отдельных
выборках отличалось пе более чем на 25%.
Порядок работы следующий. По каждой
из разработанных, например двух, техноло-
гических схем обогащения, в оптимальных
условиях ставят по 5—7 опытов, чередуя
(рандомизируя) их в случайном порядке.
Затем показатели обеих выборок ранжируют
в ряд. Далее в выборке с лучшими резуль-
татами подсчитывают количество показате-
лей а, которые превосходят показатели
в другой выборке. После этого в выборке
с худшими результатами подсчитывают ко-
личество показателей Ь, которые ниже, чем
показатели лучшей выборки. Если сумма
a -j- Ь > 7, то с достоверностью 95 % можно
сказать, что одна из схем позволяет получить
более высокие показатели. Для достоверно-
сти порядка 99 % необходимо, чтобы а -|-
-j- Ь > 10, а для достоверности 90 % доста-
точно а Д. b > 4.
Например, по двум схемам обогащения
в оптимальных условиях поставлено соответ-
ственно 5 и 6 опытов. Получены концентраты
практически одинакового качества, извлече-
ние металла по первой схеме составило
93,1; 93,4; 93,6; 94,3; 94,5 %, по второй
схеме —94,2; 94,7; 94,9; 95,1; 95,4; 95,6%.
Проранжируем показатели в ряд:
Первая схе-
ма .... 93,1 93,4 93,6 — 94,3 94,5
Вторая схе-
ма ... . — — — 94,2 — —
Первая схе-
ма ... . — — — — —
Вторая схе-
ма .... 94,7 94,9 95,1 95,4 95,6
Показатели второй выборки превышают
крайние значения показателей первой вы-
борки на пять точек, т. е. а = 5. В первой
выборке три точки имеют показатели, кото-
рые меньше крайнего значения показателей
второй выборки, т. е. Ь — 3, Сумма количе-
ства крайних выступающих точек а -|- b =
— 5 -j- 3 = 8, т. е. с достоверностью 95 %
можно сказать, что вторая схема позволяет
получать более высокие технологические
показатели.
Глава 4
Изучение взаимодействия
флотационных реагентов
с минералами
Изменение свойств поверхности минералов,
необходимое для эффективного флотацион-
ного разделения, достигается адсорбцией
флотационных реагентов. Изучение различ-
ных аспектов взаимодействия флотационных
реагентов с поверхностью минералов имеет
целью получение информации, которая может
быть использована (например, при разработ-
ке технологии) для направленного синтеза
реагентов, прогнозирования результатов про-
цесса флотации в зависимости от свойств
пульпы и условий подачи реагентов, учета
и эффективного использования физических
свойств минералов, осуществления операций
контроля за ходом технологического процесса.
§ 1. Измерение адсорбции
флотационных реагентов минералами
Для сопоставления результатов флотацион-
ных и адсорбционных экспериментов адсорб-
цию реагентов рекомендуется определять во
флотационных опытах или проводить спе-
циальные опыты сорбции в условиях, сопоста-
вимых с условиями флотации (при тех же
значениях ТpH и т. д.). Величину адсорб-
ции следует относить к единице поверхности
адсорбента. Наиболее надежные результаты
измерения адсорбции могут быть получены
определением количества адсорбированного
реагента непосредственно на поверхности
минеральных частиц (радиометрическим ме-
тодом) или после десорбции его с поверх-
ности минерала.
В тех случаях, когда в пульпе, кроме ад-
сорбции, не протекают никакие другие про-
цессы, изменяющие концентрацию реагента,
величину адсорбции можно рассчитать по
уменьшению концентрации реагента в раст-
воре.
Методика определения ад-
сорбции. В наиболее простом опыте
навеску минерала обрабатывают раствором
реагента и отделяют от него фильтрованием
или центрифугированием. Если при добав-
лении реагентов образуются осадки, их отде-
ляют от минерала декантацией. После этого
определяют количество реагента, закрепив-
шегося на минерале или оставшегося в рас-
творе.
Адсорбция реагента на минералах может
быть различной при раздельной и совмест-
ной их обработке. При совместной обработке
реагентом смесь минералов для измерения
адсорбции на каждом минерале следует
разделить смеси, используя какие-либо раз-
личия в свойствах минералов.
Для изучения адсорбции в условиях, при-
ближающихся к условиям совместной обра-
ботки минералов реагентами, используют
адсорбционные колонки с параллельными
ячейками, заполненными разными минера-
лами (рис. VI.10). Пропуская раствор реаген-
та через адсорбционную колонку в прямом
и обратном направлениях и смешивая рас-
творы, вытекающие из параллельных ячеек,
можно изучить адсорбцию реагента на иссле-
дуемых минералах из раствора, имеющего
ионный состав, близкий к получаемому при
их совместной обработке. В некоторых слу-
чаях целесообразно пропускать раствор че-
рез ячейку несколько раз (туда и обратно),
прежде чем добавлять реагент. Такой прием
позволяет изучать перенос ионов с одного
минерала на другой. Если за время сорбции
основного количества реагента удается не-
сколько раз пропустить раствор через ко-
лонку в том и другом направлении, то такие
опыты удовлетворительно моделируют сорб-
цию реагентов на минералах при обработке
смеси [48, 84].
При непосредственном определении коли-
чества адсорбированного минералом реагента
необходимо учитывать количество реагента,
287
□
Нагнетание
или
отсасывание
Рис. VI.10. Адсорбционная колонка (а) и схема
установки для проведения опытов (б):
/ — ячейки для порошков; 2 — резиновые уплот-
нения; 3 — пластинки из пористого стекла
увлеченное с остатком равновесного раствора
в кек после фильтрования или центрифуги-
рования. Если реагент прочно закрепляется
на поверхности минерала, то кек можно про-
мыть небольшим количеством воды для
удаления из него раствора реагента.
Радиометрический метод основан на изме-
рении активности радиоактивного изотопа,
введенного в состав флотационного реагента
при его синтезе. Это наиболее чувствитель-
ный метод, позволяющий определить коли-
чество реагента непосредственно ка поверх-
ности твердых тел в присутствии любых
примесей. Широкому применению радиоме-
трического метода способствует централи-
зованный синтез различных меченых соеди-
нений, в том числе и флотационных реаген-
тов, а также выпуск аппаратуры для измере-
ния ядерного излучения.
Радиометрический метод
определения количества адсорбированного
реагента состоит в сравнении скорости счета
ядерного излучения измеряемого образца
и эталонных образцов минерала той же
крупности, содержащих известные коляче-
ства меченого реагента. Дисперсия резуль-
татов измерений складывается из дисперсий,
характеризующих статистику счета импуль-
сов, инструментальные погрешности, подго-
товку образцов. При малых значениях послед-
них дисперсия равна среднему числу импуль-
сов N, которые регистрируются за время изме-
рения, а относительное стандартное откло-
нение равно '^2. Таким образом, время,
необходимое для измерения адсорбции с за-
данной точностью, определяется скоростью
счета импульсов и зависит от активности пре-
парата и эффективности счета.
Обнаружение и измерение малых количеств
радиоактивного адсорбата связано с надеж-
ной регистрацией слабого сигнала над фе-
ном. Предел обнаружения и необходимое
время счета определяются отношением сиг-
нала к фону, активностью применяемого ре-
агента, эффективностью счета, инструмен-
тальной погрешностью. Поэтому во всех
случаях необходимо добиваться наибольшей
эффективности счета, зависящей от выбора
счетчика и способа подготовки образца.
Ниже рассмотрены некоторые приемы*
позволяющие уменьшить поглощение мяг-
кого fS-излучения в образцах, с которыми вря"
ходится сталкиваться при изучении адсорб*
ции реагентов, меченых изотопами 14С и 5iS
(ксантогенаты, жирные кислоты и др.).
При измерении концентрации растворов
этих реагентов внешними счетчиками может
быть зарегистрировано лишь излучение
сравнительно тонкого поверхностного слоя
раствора. Излучение нижележащих слоев
поглощается в объеме раствора и не выходит
за его пределы. Осаждение реагента из раз-
бавленного раствора во много раз уменьшает
объем поглощающей среды и позволяет резко
повысить эффективность счета препаратов.
Например, при измерении остаточной концен-
трации ксантогенатов можно воспользоваться
осаждением их в виде труднорастворимых
ксантогенатов висмута и ртути. Перед осаж-
дением к исследуемому раствору добавляют
то же самое вещество, но не содержащее
радиоактивной метки (носитель) в количе-
стве, значительно превосходящем количе-
ство исследуемого реагента. Это позволяет
уменьшить потери при осаждении и получить
идентичные образцы. Осадок отфильтровы-
вают, высушивают, располагают тонким слоем
перед окном счетчика и измеряют интенсив-
ность излучения.
Иногда радиоактивный препарат вводят
внутрь счетчика, что позволяет избежать
поглощения излучения при прохождении
через окно счетчика и делает возможной
регистрацию частиц, вылетающих во всех
направлениях. Препарат не должен мешать
работе счетчика, поэтому в газонаполненный
счетчик можно вводить только определен-
ные газы, а в жидкостный — смешивающие-
ся, но не взаимодействующие химически
со сцинтиллятором жидкости. Например, су-
ществует способ сжигания органических ре-
агентов с последующим введением меченого
СОг в газонаполненный счетчик Гейгера.
Проще вводить радиоактивный препарат
внутрь жидкого сцинтилляционного счет-
чика. Такой счетчик представляет собой
сосуд вместимостью 10—45 мл, заполненный
сцинтиллирующим раствором, например рас-
твором терфенила и подопа в толуоле. Пло-
ское полированное окно счетчика образует
оптический контакт с окном фотоумножк-
288
теля. Для измерения в такой счетчик добав-
ляют 1—2 мл раствора меченого реагента
в толуоле. Жидкости перемешивают и при
помощи фотоумножителя и специальной счет-
ной установки измеряют число сцинтилля-
ций.
Применяя стандартную аппаратуру, можно
регистрировать Р-частицы углерода 14С с эф-
фективностью 90—95 %, т. е. во много раз
большей, чем при измерении тонких образцов
минеральных порошков внешним счетчи-
ком.
К жидким счетчикам, представляющим со-
бой растворы сцинтилляторов в диоксане,
можно добавлять до 10 % водных растворов,
содержащих анализируемый меченый ре-
агент, так как диоксан в определенных со-
отношениях смешивается с водой.
При определении адсорбции непосредствен-
ным измерением активности порошков необ-
ходимо провести калибровочные опыты. Для
этого на одинаковые навески порошка мине-
рала наносят известные различные количе-
ства реагента. Для равномерного нанесения
реагента удобно смачивать навеску неболь-
шим, строго определенным количеством его
раствора. Порошок тщательно перемешивают,
высушивают в условиях, исключающих раз-
ложение или десорбцию реагента, вновь пере-
мешивают и помещают па измерительный
диск, позволяющий воспроизводить располо-
жение образца по отношению к счетчику.
При правильной постановке опытов актив-
ность полученных эталонов должна быть
пропорциональна количеству нанесенного ме-
ченого реагента. Отсутствие такой зависи-
мости и изменение активности образцов при
хранении указывают на разрушение реаген-
та, что может привести к неправильным и
неустойчивым результатам измерений, а так-
же служить причиной заражения помещения
радиоактивными веществами. Такая мето-
дика недопустима при работе с содой, циани-
стым калием, летучими органическими со-
единениями.
Существенное увеличение эффективности
измерения достигается при погружении по-
рошка в сцинтиллятор. При этом в жидкий
сцинтиллятор добавляют метилметакрилато-
вую стружку (плексиглас) до получения
такой консистенции, при которой в нем не
осаждаются частицы минерала. В получен-
ный гель загружают порошок минерала,
обработанный меченым реагентом, и изме-
ряют активность образца. Такая методика
позволяет легко измерить активность частиц
светлых минералов, но неудобна при измере-
нии темных, сильно поглощающих свет ми-
нералов.
Значительный интерес представляет изме-
рение радиоактивности без отделения равно-
весного раствора [56]. Эта методика позво-
ляет исключить побочные эффекты, возника-
ющие при отделении раствора и высушивании
Препарата, а также проводить серию измере-
ний с одной навеской минерала, например,
при построении изотермы адсорбции, изу-
чении кинетики адсорбции и влияния со-
става раствора на адсорбцию.
Фотокол ори метрический и
спектрофотометрический ме-
тоды относятся к абсорбционной спектро-
скопии и основаны на измерении избира-
тельного поглощения света растворами ре-
агентов или соединениями, образующимися
при взаимодействии растворов реагентов со
специально добавленными реактивами. По-
глощение в ультрафиолетовой и видимой
областях спектра связано с электронными
переходами в поглощающих соединениях.
При фотоколориметрических определениях
измеряется поглощение белого или частично
монохроматизированного широкополосными
светофильтрами видимого света.
Примером чувствительного колориметриче-
ского определения малых количеств ксанто-
генатов (до 0,01 мг/л) может служить метод,
основанный на образовании ксантогенатов
никеля, растворяющихся в органических
растворителях и окрашивающих растворы.
Для этого к исследуемому раствору ксанто-
гената добавляют ацетатный буфер (pH =
= 5,2), а затем раствор сульфата никеля.
Образующийся ксантогенат никеля экстра-
гируют толуолом и колориметрируют с си-
ним светофильтром. В качестве образца
сравнения используют чистый толуол. Кон-
центрацию ксантогената рассчитывают по
калибровочному графику.
Более эффективен спектрофотометрический
метод, основанный на измерении поглощения
монохроматического света. Выбор узкой об-
ласти частот спектра позволяет повысить
чувствительность и точность анализа и умень-
шить влияние других веществ, находящихся
в растворе. Например, можно определить
малое содержание ксантогенатных ионов,
измеряя оптическую плотность их водных
или водно-спиртовых растворов в ультра-
фиолетовой области при длине волны к =
— 226 и 301 нм. Для определения содержания
алифатических аминов используют их спо-
собность давать окрашенные комплексы с бин-
доном или метилоранжем, экстрагируемые
органическими растворителями. При нали-
чии интенсивных характеристических полос
поглощения в инфракрасной области спектра
их также можно использовать для количе-
ственного анализа растворов реагентов.
Концентрационная чувствительность и пре-
дел обнаружения спектрофотометрического
анализа зависят от коэффициента экстинк-
ции определяемого вещества и растворителя
в используемом интервале длин волн. На-
пример, ионы ксантогенатов в водных рас-
творах количественно определяют до концен-
траций порядка 10“6 моль/л.
Спектрофотометры, применяемые для ана-
лиза флотационных реагентов, должны охва-
тывать ультрафиолетовую, видимую и ин-
фракрасную области спектра. Современные
спектрофотометры для ультрафиолетовой и
видимой областей спектра обычно работают
в диапазоне X от 185—200 нм до ?,5 мкм.
Использование интересной для ряда задач
области спектра с 200 нм затруднено
поглощением излучения атмосферными па-
рами воды и кислородом, а также кварцем
10 Заказ 34
289
(X < 185 нм), из которого изготовляют опти-
ческие детали. Для работ в указанной обла-
сти применяют приборы с дифракционными
решетками и флюоритовой оптикой, внутри
которых создается атмосфера водорода, ге-
лия, азота. Для ИК-области используют спе-
циальные ИК-спектрофотометры с диапазоном
длин волн примерно 2,5—50 мкм. Получае-
мую сих помощью информацию регистрируют
самопишущим потенциометром, цифропеча-
тающими устройствами или передают на свя-
занную с прибором ЭВМ.
Спектрофотометрию чаще применяют для
анализа растворов флотационных реагентов
при изучении адсорбции их на минералах.
В этом случае ее используют для определения
остаточных равновесных концентраций ре-
агентов в жидкой фазе или в сочетании с се-
лективным растворением для определения
количества и формы закрепления адсорби-
рованных реагентов. В то же время адсорб-
ционную, особенно ПК-спектроскопию с успе-
хом применяют для непосредственного изу-
чения реагентов, адсорбированных на по-
верхности минералов.
Методы потенциометриче-
ского титрования основаны па
резком изменении потенциала обратимого
электрода вблизи точки эквивалентности при
титровании потев циалопред ел яющих ионов.
Например, для определения ксантогената
можно использовать ртутный или серебряный
электрод. При титровании ксантогената рас-
творами азотнокислого серебра или сулемы
потенциал электрода резко изменяется в точ-
ке эквивалентности. Метод позволяет опре-
делять концентрации ксантогената не менее
нескольких миллиграмм в литре.
§ 2. Распределение реагентов
иа поверхности минералов
Для исследования распределения реагентов
на поверхности минеральных частиц, наряду
с другими методами, применяют авторадио-
графию 1591. Метод основан на измерении
почернения фотоэмульсии, вызванного ядер-
пым излучением адсорбированного радио-
активного реагента. Эксперименты проводят
с высокоактивными препаратами реагента,
излучение которого максимально поглощает-
ся бромистым серебром фотоэмульсии. Чет-
кое изображение с хорошей разрешающей
способностью получают при тесном контакте
поверхности минерала с эмульсией и мини-
мальных толщине слоя эмульсии и длине
пробега ядерных частиц. Для получения авто-
радиографического изображения обработан-
ную раствором поверхность минерала осто-
рож ею прижимают к эмульсионному слою
фотопластинки или покрывают ее специальной
эмульсией. Излучение радиоактивного ре-
агента засвечивает эмульсию. После продол-
жительного экспонирования в темноте эмуль-
сию проявляют и се почернение измеряют
с помощью микрофотометра, а также подсчи-
тывают под микроскопом число проявленных
зерен и треков (следов) ядерных частиц.
290
Следует проводить статистическую обработку
результатов и учитывать возможность слу-
чайного почернения, подчиняющегося закону
Пуассона. Кроме авторадиографического
снимка, необходимо иметь микроснимок тсгэ
же участка поверхности для сопоставление
микрорельефа поверхности с ее авторадио-
графическим изображением. Наличие трещин,
граней и углов может привести к неодно-
родному почернению независимо • от распре-
деления реагента по поверхности минерала.
Авторадиографическим методом было уста-
новлено неравномерное распределение ме-
ченого изотопом 35S ксантогената по поверх-
ности некоторых сульфидных минералов [59].
Неоднородность распределения реагентов
в значительной степени связана с неоднород-
ностью поверхности минерала, наличием
включений, различного рода активных цен-
тров адсорбции, микрорельефом и т. д.
§ 3. Состояние адсорбированных
соединений
Взаимодействие реагентов с минералами изу-
чают различными методами.
Термодинамические расчеты, основанные
па предположении о гетерогенной химиче-
ской реакции между минералом и раствором,
приближенно описывают химический состав
поверхности, изменяющийся под влиянием
окислительно-восстановительных и других
процессов [I, 19, 84]. Взаимодействие с фло-
тационными реагентами также может проте-
кать по механизму гетерогенной химической
реакции, о чем свидетельствуют измерения
теплоты реакций и электродных потенциалов
[I]. В ряде случаев могут быть п другие
механизмы взаимодействия.
Для изучения состояния адсорбированных
реагентов, т. е. формы их закрепления,
широко применяют инфракрасную спектро-
скопию и избирательное растворение в соче-
тании со спектрофотометрическим или дру-
гим методом анализа экстракта. Полезные
результаты могут быть получены с помощью
радиоспектроскопии, электронной спектро-
скопии и других методов исследования.
При проведении экспериментов и интерпре-
тации получаемых результатов нужно учи-
тывать специфику флотационных систем.
Адсорбция флотационных реагентов проте-
кает на границе раздела фаз твердоетело—
жидкость, причем па результаты взаимо-
действия влияют сравнительно небольшие
изменения свойств жидкой (водной) фазы
(pH, температура, концентрация растворен-
ного кислорода и реагентов-регуляторов фло-
тации). Эксперименты по изучению адсорб-
ции во многих случаях проводят в вакухме
или на воздухе, т. с. в существенно отлича-
ющихся условиях. При этом наиболее важ-
ные результаты получают при изучении та-
ких свойств поверхностных слоев, которые
слабо изменяются при сушке и переносе
препаратов из жидкости на воздух илз
в вакуум. Наряду с изучением чистой по-
верхности минералов, упомянутые методы
можно с успехом применять для изучения
элементного и молекулярного состава, хи-
мических связей, микроскопического и кри-
сталлического строения поверхностных слоев,
играющих роль в процессах флотации. В тех
же случаях, когда изменение условий яв-
ляется критическим, предпочтительны ме-
тоды, не нарушающие или незначительно
изменяющие условия на границе раздела
фаз, в частности, измерение емкости и по-
тенциалов двойного электрического слоя и
другие электрохимические методы. Далее
дается краткая характеристика отдельных
методов исследования применительно к рас-
сматриваемым задачам.
И -спектроскопия
ИК-спектроскопию широко применяют для
изучения состояния адсорбированных фло-
тационных реагентов. Распространению ме-
тода способствовала возможность прямого
изучения состояния адсорбированных ре-
агентов при величинах адсорбции в доли ус-
ловного монослоя, а также сравнительно
простая интерпретация результатов, обшир-
ная справочная литература, доступность
аппаратуры.
Спектр, получаемый при пропускании ин-
фракрасного излучения через образец, со-
держит полосы поглощения, возникающие
вследствие возбуждения колебаний и вра-
щений различных групп атомов в веществе
образца. Спектр адсорбированного реагента
удобно получать на двухлучевом приборе,
в канал сравнения которого помещают пре-
парат минерала, не содержащий адсорбиро-
ванный реагент. В регистрируемом дифферен-
циальном спектре компенсируются собствен-
ные полосы поглощения минерала, паров
воды, матрицы, в которую погружен минерал,
хотя чувствительность на соответствующих
участках спектра падает. Для надежной
регистрации спектров количество реагента на
пути светового луча обычно должно быть не
менее 0,1 мг. Для размещения такого коли-
чества реагента в пределах мономолекул яр-
кого слоя приходится увеличивать удельную
поверхность и толщину образца. Тем не
менее количество минерала в препарате
значительно превосходит количество реаген-
та. Поэтому исследовать спектры адсорби-
рованных реагентов удается лишь в тех
случаях, когда минерал сам практически
не поглощает излучения в области характе-
ристических частот реагента. Получение спек-
тров затрудняется также рассеиванием света
частицами порошка. Для уменьшения этого
эффекта образцы погружают в жидкую иммер-
сионную среду (вазелиновое или фториро-
ванное масло) либо запрессовывают их в бро-
мистый калий.
Спектры поверхностных слоев можно по-
лучить также при отражении луча от поверх-
ности образца, что особенно важно при ра-
боте с металлами и непрозрачными минера-
лами. Необходимость иметь достаточное ко-
личество реагента и невысокая отражатель-
ная способность минералов требуют спе-
10*
циальных приемов для получения удовлетво-
рительных спектров, например использова-
ния адсорбента в виде пленки, нанесенной на
металлическое зеркало.
Перспективно применение метода нару-
шенного полного внутреннего отражения
(НПВО). При работе по этому методу свет
проходит через оптический элемент с отно-
сительно большим показателем преломле-
ния и испытывает полное внутреннее
отражение на границе этого элемента с ве-
ществом, показатель преломления которого
< пг. Частично свет проникает во вторую
среду, благодаря чему можно наблюдать
спектр тонкого слоя, непосредственно при-
мыкающего к поверхности элемента НПВО.
Метод можно использовать для получения
спектров тонких слоев в контакте с раство-
ром, так как свет проникает в раствор на
небольшую глубину. В качестве материала
для элементов НПВО обычно применяют гер-
маний и KRS-5, но могут быть использованы
кремний и другие вещества. Современные
серийные спектрофотометры снабжены ус-
тройствами для получения спектров отра-
жения и НПВО.
Основой анализа яв тяется научение харак-
теристических колебаний различных атомных
группировок, частота и форма которых
приблизительно сохраняются в различных
соединениях. Таким образом, по спектру
поглощения можно обнаружить группы СН3,
СН2, СООН, COO , NH3, NH3L и т. д.
Изменения в спектре, выражающиеся в рас-
щеплении или сдвиге полос поглощения,
часто наблюдаются в зависимости от состава
и агрегатного состояния образца, от струк-
туры молекулы или кристалла, в которых
находится изучаемая группа атомов. По
ИК-спектрам можно различать олеаты, ксап-
тогенаты, алкилсульфаты различных метал-
лов, поверхностные и объемные фазы и т. д.
При проведении анализа спектр адсорбиро-
ванного реагента рекомендуется сравнивать
с эталонными спектрами.
Ниже дается краткая характеристика спек-
тров некоторых групп флотационных ре-
агентов в наиболее употребительной для
анализа области спектра 700—4000 см-1.
Более подробные сведения приведены в спе-
циальной литературе [51, 52].
Карбоновые кислоты и их
с о л [и определяют по полосе поглощения
валентных колебаний карбонила С=О в ди-
мерах (1680—1720 см-1). Частота карбониль-
ного поглощения мало зависит от размера
радикала, присоединенного к карбонильному
углероду. Большее влияние оказывает при-
соединение к карбонильному углероду атомов
или групп, изменяющих его электроотри-
цательность.
Частота колебаний гидроксила при обра-
зовании димеров снижается под влиянием
водородной связи и находится в пределах
2500—2700 см"1. Эта полоса малоинтенсивна
и ее использование при изучении адсорби-
рованных флотореагентов нецелесообразно.
Образование солей карбоновых кислот
связано с ионизацией карбоксильной группы
291
и появлением полос поглощения антисимме-
тричных (1500— 16а0 см-1) и симметричных
(около 1400 ем'1) колебаний группы —СОСГ.
При изучении адсорбции жирнокислотных
собирателей наиболее удобно использовать
антисимметричные колебания —ООО , так
как в области 1300—1500 см-1 находится ряд
других полос поглощения- Частота антисим-
метричных колебаний —СОО" зависит от
свойств катиона, входящего в состав соли, что
позволяет в ряде случаев определить, с ка-
кими катионами поверхности минерала взаи-
модействует реагент.
Многие минералы не имеют собственных
интенсивных полос поглощения в области
характеристических частот —СООН и --СОО"
и поэтому пригодны для спектроскопического
исследования адсорбции карбоксильных со-
бирателей. Таким образом изучена адсорб-
ция олеиновой кислоты и олеата натрия на
флюерите, активированном и чистом кварце,
касситерите, окисленных минералах железа,
берилле, топазе и др. Для изучения состоя-
ния реагента в водных растворах и на по-
верхности влажных образцов следует исполь-
зовать тяжелую воду D3O, которая прозрачна
в области характеристического поглощения
молекул и ионов карбоновых кислот. В от-
дельных случаях, особенно при работе по
методу НПВО, удовлетворительные резуль-
таты получаются и с обычной водой (Н2О).
Амины и соли аммония хорошо
определяются по ИК-спектру и могут быть
обнаружены в адсорбированном состоянии.
Первичные амины имеют две полосы погло-
щения в интервале 3300—3500 см'1, соответ-
ствующие симметричным vs и антисимметрич-
ным vafi колебаниям —К'Н2, но по ряду при-
чин валентные колебания аминогруппы на-
блюдаются и при более низких частотах.
Считается, что свободной аминогруппе соот-
ветствуют частоты около 3400 и 3500 см1,
связанные эмпирическим соотношением vs =
= 345,53 -f- 0,8764QS [521. При наличии
водородной связи н некоторых других взаи-
модействий частоты колебаний ’несколько
изменяются. Например, в спектре раствора
CieH15N отмечаются полосы с частотами
3240 и 3330 см-1 [52]. Коэффициент экстинк-
ции значительно меньше, чем, например,
для валентных колебаний карбонила. Осо-
бенно слаба высокочастотная полоса в спек-
тре алифатических аминов. Во многих слу-
чаях она не наблюдается даже в спектре
чистых реагентов. Деформационным колеба-
ниям N— И в R—NH2 соответствует погло-
щение между 1560—1640 и 650—900 см"1.
Поглощение в интервале Ю30—1230 см"1
связано с колебаниями С—N.
В спектре поглощения группы —NH£
имеется широкая полоса валентных колеба-
ний около 3000 см 1 (аммонийная полоса),
полосы обертонов н составных частот в обла-
сти 2000—2500 см"1 и полосы деформацион-
ных колебаний в области 1480—1650 см-1.
Например, в спектре додециламина C12H27N
наблюдаются полосы поглощения с часто-
тами 3300 и 1560 см-1 (валентные и деформа-
ционные колебания —NH2). В спектре соля-
нокислого додециламина имеются широка
аммонийная полоса с максимумом ою'л"
3000 см"1, в которой удается выделить
ставляющую около 3080 см"1, и группа
лос в области частот деформационных коле-
баний 1480, 1510, 1580, 1625 см-1.
При изучении адсорбции собирателя сле-
дует учитывать возможность изменения ча-
стот и интенсивностей при образования э:-
дороднон связи и других взаимодействует,
а также наложение полос поглощения еал-
личпых молекул и групп, имеющихся в по-
верхностном слое, в том числе воды, гидрокси-
лов, углеводородных радикалов. При сов-
местном использовании карбоновых кислс-
И аминов возможно наложение полос погл>
щения в области 1500—1650 см-1. Отмечен-
ные затруднения част/гчно преодолевают с не-
мощью специально принимаемых мор пт г
подготовке препаратов: используют фтори-
рованное масло и бромистый калий в каче-
стве иммерсионной Среды, тщательно уда-
ляют воду с учетом сравнительно слабог:-
закрепления амина на поверхности и дг
В настоящее время имеется ряд спектроско-
пических исследований взаимодействия ау»
пов, главным образом с силикатными ми-
нералами.
Ксантогенаты имеют наиболее
характерный спектр в области 1000—1300см-1.
в котором выделяются три интенсивные г.с-
лосы с собственной структурой. Например,
в спектре этилового ксантогената свинца
соответствующие максимумы поглощения
имеют частоты 1014, II10, 1212 см"1. Пак--
жепие и интенсивность полос функциональ-
ной группы ксантогената зависят от катиона
металла, что при тщательном исследование
позволяет получить дополнительную инфор-
мацию о поверхностных соединениях.
Основное отличие спектра диксантогене
от спектра ксантогената связано с появле-
нием интенсивной полосы поглощения око.-..:
1260 см"1. Эту полосу используют для коли-
чественного определения диксантогена в сорб-
ционных слоях и растворах.
Затруднения при исследовании вызываю*
малая прозрачность и легкая окисляемость
сульфидных минералов, взаимодейовие ко-
торых с ксантогенатами представляет наи-
больший интерес. Следует учитывать, и;<-
соединения, образующиеся при окислен иг
поверхности сульфидов, поглощают излуче-
ние в той же области частот, что и функци^
нальпая группа ксантогената. Тем не менее
при существующей экспериментальной тех-
нике можно получить удовлетворительные
результаты.
Таким образом, было изучено взаимо-
действие растворов ксантогенатов и диксаь-
тогенов с поверхностью ряда металлов и суль-
фидов.
Тонкие пленки воды прозрачны в облает3
1000—1300 см"1, поэтому можно исследовать
спектры адсорбированных ксантогенатов (без
предварительного высушивания образ-
цов.
Среди других групп флотационных реаген-
тов, взаимодействие которых с минералам»
292
изучали методом ИК-спектроскопии, следует
отметить меркаптаны и алкилсульфаты.
Меркаптаны могут быть обнаружены
по полосам валентных колебаний —S—Н
в области 2550—2600 см'1 и —С—S— в об-
ласти 600—700 см-1. Хотя эти полосы не
являются интенсивными, все же можно про-
следить образование соответствующих мер-
каптидов на поверхности минералов.
Алкилсульфаты имеют функцио-
нальную группу, характеризующуюся бога-
тым колебательным спектром в области 900—
1200 см'1. По ИК-спектру можно отличать
алкилсерный эфир от ал кил сульфатов, а также
алкилсульфаты различных металлов между
собой- Эти различия в спектрах наблюдают и
у реагентов в адсорбированном состоянии.
Характер адсорбции флотационных реа-
гентов во многом зависит от образования на
поверхности минералов окислов, карбопа-
тов, сульфатов и других соединений. Многие
из этих соединений имеют интенсивные и
хорошо различаемые полосы поглощения, что
позволяет по ИК-спектру изучать их образо-
вание на поверхности минералов.
В данном разделе указаны возможности ис-
пользования ИК-сцектров для изучения раз-
личных процессов, происходящих на поверх-
ности минералов при флотации. При этом
совершенно не рассматривается обширная
Область изучения объемных фаз (твердых,
жидких и газообразных). Детальные иссле-
дования свойств органических флотационных
реагентов в настоящее время проводятся при
широком использовании спектроскопии.
При изучении вещественного состава мине-
рального сырья ПК-спектроскопия также
находит все большее применение.
Магнитная, радиоспектроскопия
Сущность методов магнитной радиоспектро-
скопии можно объяснить на основе упрощен-
ных модельных представлений. Как известно,
электроны и многие ядра атомов обладают
магнитным моментом, т. е. в известной мере
могут рассматриваться как элементарные
магниты. Во внешнем магнитном поле разным
ориентациям магнитного момента соответ-
ствуют разные значения энергии. Таким об-
разом, возникает несколько энергетических
уровней, переходы между которыми сопро-
вождаются поглощением и излучением энер-
гии. Резонансное поглощение веществом об-
разца энергии электромагнитного поля при
таких переходах называется парамагнитным
резонансом.
Метод электронного пара-
магнитного резонанса (ЭПР)
основан на том, что поглощение энергии свя-
зано преимущественно с ориентацией спииа
электронов, в связи с чем в иностранной лите-
ратуре употребляется также название: элек-
тронный спиновый резонанс (ESR).
Методом (ЭПР) можно исследовать свобод-
ные радикалы, парамагнитные ионы и струк-
туру кристаллического поля около них¥ т. е.
разного рода дефекты в твердых телах, около
которых удерживаюгся неспаренные элек-
троны.
Этот метод можно применить при изучении
процессов измельчения и кислотно-щелочной
обработки (сопровождающихся образова-
нием внутренних трещин, нарушением хими-
ческих связей на поверхности, образованием
радикалов и ион-радикалов на поверхности
и в объеме), состояния активирующих катио-
нов на поверхности минералов, процессов
гидратации катионов и взаимного влияния
ионов, состояния парамагнитных копов
в соединениях с собирателями или модифика-
торами, свободных радикалов и их влияния
на флотацию и т. д. Во многих случаях целе-
сообразно создавать радиационные дефекты
для того, чтобы иметь больше возможностей
для анализа структуры кристаллического
поля.
Следует отметить, что при изучении ад-
сорбции чувствительность ЭПР резко падает,
так как на поверхности нарушается кристал-
лическое поле, что ведет к размыванию уров-
ней энергии и затрудняет регистрацию сиг-
нала. Кроме того, на поверхности может быть
слишком большая концентрация парамагнит-
ных ионов, взаимное влияние которых также
приводит к расширению полосы резонанс-
ного поглощения и затрудняет ее регистра-
цию.
В ряде случаев можно значительно повы-
сить чувствительность при изучении адсорб-
ции, вводя в молекулу адсорбата свободный
радикал, так называемую «спиновую метку».
Использование иминоксилксантогенатов при
изучении адсорбции позволяет различать
в слое адсорбата ксантогензт и диксантоген
и определять их соотношение [1].
Метод ядерного магнит-
ного резонанса (ЯМР) использует
ориентацию магнитных моментов ядер во
внешнем поле. Этот метод наиболее чувстви-
телен по отношению к водороду, фтору и
азоту.
ЯМР нашел чрезвычайно широкое приме-
нение в органической химии и может быть
полезен при исследовании строения флота-
ционных реагентов.^ЯМР также используют
для изучения воды, водных растворов и при-
контактных слоев в растворах. Известен ряд
работ по применению ЯМР для изучения
твердых тел, в частности минералов, содер-
жащих бор, фтор, натрий, алюминий и дру-
гие элементы.
Изучение адсорбции этим методом, как и
методом ЭПР, часто ограничивается сильным
расширением линий и потерей чувствитель-
ности .
Методы электронной спек-
троскопии [27] широко применяют
для изучения поверхности твердых тел, они
могут быть эффективно использованы для
изучения поверхностных слоев минералов
(состав, пленки окислов, электронная струк-
тура), а также адсорбированных слоев фло-
тационных реагентов. Высокая чувствитель-
ность и хорошее пространственное разреше-
ние позволят, по-видимому, изучать методами
электронной спектроскопии распределение
293
адсорбированного реагента и взаимосвязь
адсорбции с кристаллической структурой
поверхности минерала. В связи с рассматри-
ваемыми задачами наибольший интерес пред-
ставляют электронная спектроскопия для
химического анализа (ЭСХА) и Оже-элек-
тронная спектроскопия (ОЭС).
Метод ЭСХА основан на анализе энерге-
тического спектра вторичных электронов (фо-
тоэлектронов), эмитируемых образцом под
действием ультрафиолетового или рентгенов-
ского излучения. Поскольку энергия первич-
ного излучения известна (обычно используют
линии гелия, магния и алюминия с энергией
собственно 40,8, 1253,6 и 1486,6 эВ), то по
энергиям вторичных электронов можно опре-
делить потенциалы ионизации, т. е. энерге-
тические уровни образца. Эффективно анали-
зируемая толщина слоя («информационная
глубина») не превосходит, как правило, 2 нм.
Методом ЭСХА можно установить состав по-
верхностного слоя и образование химических
связей, в том числе хемосорбцию адсорби-
рованного реагента. По спектрам ЭСХА,
например, идентифицируют продукты окис-
ления сульфидных минералов, изучают ад-
сорбцию иоиов из растворов на минералах.
Метод ОЭС основан па анализе спектра
Оже-электронов, эмитируемых поверхностью
под действием первичного ускоренного пучка
электронов. Метод обладает высокой чувст-
вительностью и хорошим пространственным
разрешением. Анализируемая толщина слоя
составляет десятые доли и первые единицы
нанометра. В сочетании с послойным ионным
травлением ОЭС позволяет изучать изменение
состава поверхностного слоя по глубине.
§ 4. Структура поверхностных
соединений
Для изучения микроскопической и кристал-
лической структуры минеральной поверхно-
сти, флотационных реагентов и продуктов
химических реакций, образующихся на по-
верхности при окислении или действии реа-
гентов, и т. д. применяют оптическую и элек-
тронную микроскопию, электронографию,
рентгеноструктурный анализ и другие ме-
тоды исследования.
Оптическая микроскопия позволяет изучать
распределение фаз (минералов), образующих
поверхность образца, с разрешающей спо-
собностью до нескольких десятых микроме-
тра. Локальный анализ состава образцов
производят с помощью электронно-зондо-
вого, ионного и Оже-электрон него микро-
анализов. Для изучения микрорельефа по-
верхности, играющего важную роль в явле-
ниях адсорбции и прилипания, используют
сканирующий электронный микроскоп. Ис-
следование микрорельефа в сочетании с выяв-
лением ряда физико-химических свойств
поверхностЩможет быть проведено также на
просвечивающем электронном микроскопе
с помощью реплик, представляющих собой
тонкие пленки, хорошо повторяющие рельеф
поверхности и прозрачные для электронов.
294
Разрешающая способность реплик достигает
нескольких нанометров.
Изучение физико-химических свойств по-
верхности часто ^требует специальных мето-
дов визуализации, делающих возможным
наблюдение этих свойств. Например, для
выявления электрохимической 'неоднород-
ности полупроводников применяют избира-
тельное осаждение металлов. Избирательное
осаждение металлов и других веществ к=
истинных и коллоидных)растворов в сочета-
нии с методами электронной микроскопия
позволяет выявить активные участки по-
верхности минерала.
Кристаллическую структуру поверхност-
ных соединений обычно изучают, анализируй
дифракционную картину, возникающую прЕ
отражении от поверхности твердого тела
электронного луча, незначительно прони-
кающего в глубину образца. Дифракционная
картина характеризует структуру слоя тол-
щиной в единицы или десятки нанометров,
а в некоторых случаях и строение мономоле-
кулярного слоя.
При проведении исследований необходим:
учитывать возможность изменения струк-
туры поверхностного слоя образца пог
влиянием вакуума, электронной бомбарди-
ровки, взаимодействия с кислородом, парами
вакуумного масла, смазок и воды, котовые
присутствуют в приборе. Неорганические
соединения, как правило, более устойчивы
в этих условиях, чем органические. Кроме
того, органические вещества хуже кристал-
лизуются. Однако в отдельных случаях было
обнаружено упорядоченное расположение
молекул в адсорбированных слоях, например
в слоях органических смазок иа металлах
и слоях адсорбированного ксаптогената нх
галените.
Информация, получаемая при анализе
дифракционной картины, зависит от правиль-
ности расположения молекул в слое. По ле-
фракционной картине от трехмерного кри-
сталла или пленки устанавливают их состаз
структуру и ориентацию по отношению к под-
ложке. По размытию дифракционных макси-
мумов оценивают размеры упорядоченных
областей, если они находятся в пределах
десятков нанометров. По анализу дифрак-
ционных картин двухмерных структур обычне
получают сведения только о расположен»!
молекул в пределах этой структуры, а го
электронограммам аморфных структур можве
судить лишь о ближнем порядке в ряспо.::-
жении молекул.
При дифракционном исследовании поверх-
ности твердых тел перспективным являет
применение медленных электронов с энергией
порядка десятков и сотен электронвольт
Проникающая способность этих электронов
очень мала, и возникающая дифракционно
картина характеризует поверхностный ело#
толщиной порядка нанометра, т. е. тот слой.
с которого начинается поверхностная реак-
ция. С помощью этого метода удается набляз-
дать, например, упорядоченное расположе-
ние атомов адсорбированного кислорода =£
кристаллической поверхности.
§ 5. Электрические свойства
границы раздела твердое тело —
жидкость
В тех случаях, когда фазы, находящиеся
в контакте, могут обмениваться зарядами или
на границе раздела происходит адсорбция
полярных молекул, вблизи поверхности
раздела возникает двойной электрический
слой.
Если в раствор (электролит) опущен кусок
металла, то заряды сосредоточиваются на его
поверхности, и падение потенциала между
металлом и объемом электролита полностью
локализовано в поверхностном слое послед-
него. При погружении полупроводника в рас-
твор электролита протяженности заряженных
областей в обеих фазах могут иметь значения
одного порядка (рис. VI.II) [75].
Со стороны жидкости к заряженной твердой
поверхности приближаются ионы противо-
положного знака, образуя плотную часть
двойного электрического слоя, называемую
слоем Гельмгольца, и диффузную часть, ко-
торая представляет собой ионную атмосферу,
удерживаемую зарядами поверхности твер-
дого тела. Толщина плотной части двойного
электрического слоя около нанометра, а па-
дение потенциала в пей может достигать сотен
милливольт. Протяженность диффузной
части двойного электрического слоя опреде-
ляется ионной силой раствора. Для водных
растворов при 298 К эффективная толщина
двойного электрического слоя 6 (им) рассчи-
тывается по уравнению
6 = 0,3//”, (VI,19)
где Г — ионная сила раствора, моль/л.
Падение потенциала в диффузной части
двойного электрического слоя, как правило,
не превышает 100 мВ. Электрическое поле
двойного слоя может влиять на коагуляцию
частиц минералов, смачиваемость их водой и
адсорбцию флотационных реагентов. Кроме
того, изменение свойств двойного электри-
ческого слоя служит индикатором процес-
сов, протекающих на поверхности раздела
фаз.
Основными экспериментально определяе-
мыми характеристиками двойного электри-
ческого слоя являются полное падение по-
тенциала между твердой и жидкой фазами,
называемое ф-потенциалом, падение потен-
циала в диффузной части двойного электри-
ческого слоя, называемое ^-потенциалом, и
емкость, приходящаяся на I см2 поверхности
раздела фаз.
Значение ^-потенциала обычно определяют
по характеристикам электрокипетичсских
явлений, вызванных смещением диффузной
части двойного электрического слоя при от-
носительном перемещении фаз. Например,
если к суспензии, содержащей частицы ми-
нерала, приложить электрическое поле, то ча-
стицы начнут двигаться в сторону электрода,
знак которого противоположен знаку заряда
Рис. VI.11. Распределение потенциала вблизи
границы минерала, обладающего полупроводни-
ковыми свойствами, и раствора:
7 — область объемного заряда в полупроводнике»
падение потенциала фц слой Гельмгольца,
падение потенциала ф0; 3 — слой Гун (диффуз-
ная часть двойного электрического слоя в элект-
ролите), падение потенциала ф2 (в ряде случаев
Фа = U
частиц (электрофорез). По скорости этого
движения можно определить ^-потенциал.
Наоборот, если частицы движутся в растворе
электролита под действием силы тяжести, то
их движение вызывает падение потенциала
в электролите, определяемое ^-потенциалом
и условием движения частиц (эффект Дорна).
Внешнее электрическое поле вызывает
движение электролита через пористую диа-
фрагму (электроосмос), в результате чего
возникает разность потенциалов между по-
ступающим и вытекающим из диафрагмы
электролитом (потенциал ^протекания). Из-
мерив потенциал протекания и скорость
протекания раствора при электроосмосе,
можно рассчитать ^-потенциал.
Пористые диафрагмы, через которые про-
текает жидкость при изучении электроосмоса
и потенциала протекания в системах мине-
рал—раствор, образуются слоем порошка
минерала, расположенного в специальных
измерительных ячейках. Наиболее точные
результаты при определении потенциал а
минералов в водных растворах, в том числе
в растворах флотационных реагентов, по-
лучают при измерении потенциала проте-
кания.
Измерительная ячейка и методика изме-
рений, разработанные для опытов с минера-
лами, описаны в работе [48]. При npoj
ведении электрокинетических измерений
существенно, чтобы частицы твердой фазы
(минерала) обладали низкой электропровод-
ностью. Этому требованию удовлетворяют
многие силикаты, окисли и другие минералы,
изучение которых эдектрокинетическими
методами дает полезную информацию о строе-
нии двойного электрического слоя, взаимо-
действии минералов с растворами флотацион-
ных реагентов, заряде поверхности.
295
В простейших случаях точке нулевого за-
ряда поверхности соответствует нулевое
значение ^-потенциала.
Емкость двойного электрического слоя (мо-
жет быть измерена с помощью высокоомного
моста переменного тока) определяется отно-
шением эффективной толщины слоя к диэлек-
трической постоянной жидкости в этой об-
ласти. Последняя может существенно отли-
чаться от диэлектрической постоянной той же
жидкости в объеме. Емкость обычно состав-
ляет десятки микрофарад на 1 см2; она чувст-
вительна к составу и ионной силе раствора,
адсорбции органических веществ на гранипе
раздела фаз и существенно зависит от потен-
циала поверхности. Нулевому заряду по-
верхности соответствует минимум емкости
двойного электрического слоя.
Влияние электрического поля на адсорб-
цию флотационных реагентов может быть зна-
чительным только тогда, когда потенциальная
энергия адсорбирующихся частиц в электри-
ческом поле начнет превышать энергию их
теплового движения.
Таким образом, в условиях флотации элек-
трическое поле диффузной части двойного
электрического слоя ие должно влиять на ки-
нетику диффузии органических молекул к по-
верхности твердого тела, в малой степени
влияет на кинетику адсорбции ионов и пред-
ставляет существенное препятствие лишь для
незаряженных или одноименно заряженных
коллоидных частиц. Отталкивание одно-
именно заряженных коллоидных частиц обус-
ловливает стабильность коллоидных рас-
творов. препятствуя их коагуляции.
Электрическое поле плотной части двой-
ного электрического слоя может существенно
влиять на энергию адсорбции как ионов, так
и органических молекул. При больших полях
органические молекулы удаляются с поверх-
ности твердого тела. Отклонение электрод-
ного потенциала на 100—200 мВ от точки
нулевого заряда бывает достаточным для
заметного уменьшения адсорбции аполярного
собирателя, если значительная часть потен-
циала падает в плотной части двойного элек-
трического слоя. В этих условиях может на-
блюдаться также уменьшение адсорбции и
прочности закрепления реагентов в ионной
форме, особенно если в процессе адсорбции
не образуется прочное химическое соединение.
Наличие заряда изменяет поверхностное на-
тяжение на границе раздела, улучшая сма-
чивание твердых частиц и препятствуя за-
креплению их на поверхности пузырьков
воздуха.
Исследуя зависимость электродного по-
тенциала от pH среды или концентрации дру-
гих существенно влияющих на флотацию
ионов, можно проследить за химическими про-
цессами, протекающими на поверхности раз-
дела фаз и в объеме раствора. Получаемые
таким путем данные используют, в частности,
для контроля и автоматического управления
флотационным процессом.
Глава 5
Лабораторное обогатительное
оборудование
§ 1. Оборудование для дробления
и измельчения
Дробилки (молотковые и щековые со
сложным качанием щеки) используют для
первичного дробления крупнокускового ма-
териала. Эти аппараты обеспечивают дроб-
ление кусков руды крупностью 60—90 мм до
крупности 3—10 мм.
Для дробления с одновременным отсевом
готового по крупности материала можно
применять специальные установки
(рис. VI. 12), масса установки 190 кг, длина
790 мм, ширина 600 мм, высота 1110 мм, уста-
новленная мощность электродвигателей
1,0 -]- 0,18 кВт. Мелкое дробление осущест-
вляется обычно в валковых дробилках. Тех-
нические характеристики дробилок приве-
дены в табл. VI.11.
Шаровые и стержневые
мельницы с поворотной осью
(рис. VI.13 и IV.14) применяют для порцион-
ного измельчения. При загрузке устанавли-
вают барабан мельницы вертикально с по-
мощью поворотного механизма, снимают
кпышку и загружают шары, руду и воду.
Между крышкой|И барабаном устанавливают
резиновую прокладку, барабан закрывают
Рис. VI.12. Установка для дробления с отсевом
готового по крупности материала:
1 — щековая дробилка ДЩ 100X60: 2 — виб-
рационный грохот 280x550 мм; 3 — электродви-
гатели; 4 — емкости для готового материал^
4
296
Таблица VI. 11
Техническая характеристика дробильно-размольного оборудования
Оборудование Мирка Определяю- щие разме- ры, мм Крупность, мм Производитель' ность Мас - са. кг Т’абярлтлые размеры, мм Установ- ленная мощность электро- двигате- ля, кВт Изготовитель
лита- ния разгрузки Дли- н а Ши- рни 3 Вы- сота
Дробилка щеко- вая ДЛШ150X80 150X80 70 4—12 280--660 кг/ч 175 950 415 i 550 1,5 «Амурский метал- лист» (Благовещенск)
С182Б 400X250 210 25- 100 3,5—14 м:,/ч 2500 1330 1200 1415 17 «Строймашина» (Ке- мерово)
Дробилка комби- нированная СМ165А щековая 200Х 175 валковая 400X250 140 15--50 3—15 1500—6500 кг/ч 4 500—10 000 1225 1010 2064 1438 1920 10+7,5 То же
59ТДР 200X75 10 0,5—4,0 90 кг/ч 100 950 400 480 1,0 Серийно не выпуска- ется (чертежи Меха- нобра)
Дробилка валко- ДГ200Х 125 200Х 125 До 10 0,5—10,0 200 кг/ч 105 700 355 400 0,6 «Амурский металлист»
вая ДГ400Х250 400X 250 20 3—15 2,6—15,6 м+'ч 1700 2402 1320 900 4,0 Завод им. Котлякова (Ленинград)
Истиратель диско- вый ИДА 175 Д-175 3 0,15 10 кг/ч 91 810 320 380 2,2 Уфимский завод гор- ного оборудования
62МЛ 150Х 100 4—6 До 0,05 0,2—0,4 кг (порционная) 66 640 470 1060 0,27 Серийно нс выпуска- ется (чертежи Меха- нобра) Объединение «Строй- машина» (г. Москва)
40Мл 242X200 4-6 До 0,05 1,0—1,5 (порционная) 159 864 530 764 0,6
Мельница шаро- вая 75А-Мл 300X450 3—6 До 0,05 2,5—3,5 кг (порционная) 163 1340 700 1120 0,6 Серийно не выпуска- ется (чертежи Меха- нобра)
151Ма 570X450 До 25 0,2—0,315 54—100 кг/ч 1200 1315 1275 1710 2,2 Пинский завод литей- ного оборудования
84А-Мл 300X 450 До 25 0,15—0,3 2,5—3,5 кг (порционная) 255 1330 780 990 1,0 Серийно не выпуска- ется (чертежи Механ- обра) То же
Мельница стерж- невая 48А-Мл 320X620 До 25 0,15—0,3 4,0—5,5 кг (порционная) 565 1100 720 620 1,1
Истиратель вибра- ционный 75Т-Др-М 68X99 До 3 0,05 До 0,05 кг (порционная) 129 670 485 695 0,6 Теплогорский завод гидрооборудования
Ступа механиче- ская СМБМ | D = 40 D = 55 1 До 1,2 0,07 0,005—0,025 кг (порционная) 18—21 400 230 410 0,12 «Сухумприбор»
1
Рис. VI. 13. Стержневая мельница с поворотной
осью:
1 — барабан; 2 — крышка; 3 — опорный ролик;
— узел поворота; 5 — желоб для разгрузки
Рис. VI. 15. Общий вид рольганговой мельницы:
J — мельница; 2 — валки
Для непрерывного измельчения руды при
производительности до 40—60 кг/ч исполь-
зуют измельчительные установки I ЮА -УС
или 103А-УС.
Техническая характеристика установок для
измельчения
крышкой, устанавливают горизонтально и
включают электродвигатель.
Для контроля продолжительности измель-
чения в цепь электродвигателя включают
реле времени. Частота вращения мельниц
принимается в пределах 70—90 % критиче-
ской. Соотношение руды и шаровой или
стержневой загрузки составляет 1 : 6—I : 10.
В зависимости от крупности исходного ма-
териала диаметр загружаемых шаров 10—
40 мм, стержней 20—50 мм.
Рис. VI. 14. Шаровая мельница с поворотной
осью:
1 — барабан; 2 — ведущая шестерня; 3 — крыш-
ка; 4 — масленка опорного подшипника; 5 — чер-
вячная передача; 6 — стопор узла поворота
110А-УС 1 03л-УС
Максимальная круп-
ность питания, мм . . 6—10 6—10
Производительность,
кг/ч, не более........ 90 90
Установленная мощ-
ность, кВт. ......... 5,0 6.5
Габаритные размеры,
мм:
длина................. 1610 1610
ширина.............. 1935 2175
высота ............. 1750 1750
Масса, кг............. 800 1520
Схема измельчения . . В I прн- В 2 прие-
ем ма
Изготовитель ..... Серий- Тепло-
но не горский
выпус- завод
кается гидро-
обору-
дования
Установка I ЮА -УС состоит из бункера
с питателем, мельницы 71-А-МА размером
420X445 мм, классификатора со спиралью
диаметром 150 мм и шнека для возврата
песков.
Установка 103А-УС представляет собой
комбинацию двух одностадиальных устано-
вок П0А-УС.
Рольганговые мельницы
(рис. VI. 15) применяют для измельчения
небольших навесок (до 1 кг). Мельницы раз-
личного диаметра могут быть изготовлены из
отрезков труб. При подготовке к испытаниям
чистых минералов, а также при необходимо-
сти получения продуктов, не загрязненных
железом, используют керамические мельницы
с фарфоровыми или уралитовыми шарами.
Истиратели (дисковый ИДА-175 и
вибрационный четырехстаканчиковый) ис-
пользуют для мелкого и тонкого измельчения
проб руды и продуктов обогащения. В каж-
дый стаканчик можно загружать до 50 г ма-
298
Рис. VI.16. Схематический вид механической
ступы:
7 — ступа; 2 — пест; 3 — электродвигатель
Рис. VI.17.;Установка с самоцентрирующимся
грохотом:
1 — бункер; 2 — шибер; 3 — грохот; 4 — ем-
кости для готовых продуктов
териала. Продолжительность измельчения
для получения тонкого продукта (до 95 %
класса -0,074 мм) зависит от массы пробы
л составляет 30 с для 2 г и 6—8 мин — для
50 г. Чтобы избежать загрязнения пробы
железом, металлические стаканчики и ролики
можно заменить керамическими или исполь-
зовать механическую ступу (рис. VI. 16),
в которой материал истирается между вра-
щающимися ступой и пестом. Эти детали
могут быть из керамики, технического халце-
дона и яшмы.
§ 2. Оборудование для грохочения
и классификации
Грохоты. Рассев небольших навесок
материала (до 300 г) осуществляют на сито-
вых анализаторах или ручных грохотах.
Техническая характеристика ситового
анализатора 236-Б-Гр
Количество сит, шт.:
в комплекте................. 10
в установке .............. 6
Частота колебаний, Гц (мин-1) 26,1 (1565)
Амплитуда колебаний, мм . . 2
Установленная мощность, кВт 0,03
Габаритные размеры, мм:
длина....................... 360
ширина.................... 360
высота ................... 670
Масса, кг.................... 48
Завод............................Теплогор-
ский завод
гидрообо-
рудования
При разделке больших проб руды (свыше
100—150 кг) применяют инерционные на-
клонные грохоты (табл, VI, 12).
Phc.WI.18. Конструкция лабораторного гидро»
циклона:
1 и 2 соответственно елнвной и напорный па-
трубки; 3 — корпус; 4 к 5 — насадки соответ-
ственно песковая и шламовая
299
Таблица VI.12
Техническая характеристика самонентрирующихся грохотов
Параметры 138Т-Гр ГЖ-1 ГЖД-1 (двухдечный) г В-0,6
Размер сита (В X L), мм 220X555 400Х 800 400Х 800 500X1200
Угол наклона сита, градус 15—20 0—30 0—25 10—20
Частота вращения вала вибровозбуди- теля, с-1 (мин'1) 23,3Х(14ОО) 30 (1800) 30(1800)j 20,7 (1240)
Амплитуда колебаний, мм 4 3 3 3—4
Установленная мощность, кВт 0,6 0,6 0,6 U
Масса (без электродвигателя и рамы), кг 49 138 147 440
Изготовитель Уфалейский завод по ремонту метал- лургического оборудования Караган- динский завод имени Пархоменко
Самоцентрирующиеся грохоты 138Т-Гр
монтируют на раме в комплекте с бункером,
питающим лотком и металлическими прием-
никами. Марка этой установки 93Т-УС
(рис. VI.17).
Классификаторы. Для класси-
фикации материала в лабораторных усло-
виях применяют конусы, гидроцнклоны
(рис. VI. 18), гидравлические (рис. VI. 19) и
механические (спиральные) классификаторы;
последние — главным образом в полупро-
мышленных установках непрерывного дей-
ствия.
Все классификаторы с погруженной спи-
ралью имеют одинаковую длину спиралей
(1200 мм) и отличаются диаметром и соответ-
ственно производительностью.
Техническая характеристика спиральных
классификаторов
56Г-КР 47Г-ЦР
Диаметр спирали, мм 150 200
Частота вращения спи-
Рнс. VI. 19. Схема лабораторного гидравлического
классификатора
рали, с 1 (мин х) . . .
Угол наклона классифи-
катора, градус . . . .
Ориентировочная произ-
водительность, кг/ч:
по сливу ......
по пескам .........
Установленная мощ-
ность, кВт...........
Изготовитель.........
0,3; 0,38; 0.3; 0.38;
0,5 (18; (18;
23; 30) 23; 30)
15—23 10—30
260 500
500 1000
0,27 0.27
Новосибирский
завод «Труд»
§ 3. Оборудование для
гравитационного обогащения
Гидравлический пульса-
тор конструкции Механобра (рис. VI.20).
Амплитуда и частота пульсаций его регули-
руются в широких пределах. Предваритель-
ную отсадку производят в съемных стеклян-
ных цилиндрах. После того как условия от-
садки подобраны, вместо стеклянных ци-
линдров устанавливают камеры, преобразу-
ющие пульсатор в двухкамерную отсадочную
машину непрерывного действия.
Техническая характеристика пульсатора
27Г-ОТ в установке 15-УС
Число стеклянных цилиндров 2
Площадь сита в цилиндре, см3 28
Вместимость цилиндра, л . . 0,43
Площадь диафрагмы, см2 . . 78
Ход диафрагмы, мм........... 0—6
Частота пульсаций, Гц (мин'1) 4,2—16,7
(250—1000)
Установленная мощность, кВт 0,18
Габаритные размеры, мм:
длина.......................... 740
ширина......................... 607
высота ................... 1385
Масса, кг . . ................... 64
Изготовитель ................ Новосибир-
ский завод
«Труд»
300
Двухкамерные отсадочные
машины с подвижным кони-
ческим днищем применяют для про-
ведения опытов по непрерывной мокрой
отсадке руд крупностью мельче 12 мм.
Техническая характеристика отсадочных
машин с подвижным коническим днищем
41В-ОТ ОМСК-2
Размер камер, мм 300Х 300 200X200; 200Х 120
Ход конических днищ камер, мм 0—21 0—20
Частота пульса- ций, мин"1.... 300 60—420
Производитель- ность. кг/ч. . . , До 900 До 500
Установленная мощность, кВт Габаритные раз- меры, мм: 0,27 0,24
длина 1180 980
ширина .... 775 550
высота .... ' 900 1290
Масса, кг ... . 165 70 (без ком плектую- щих изде-
лий)
Изготовитель , . Новоси- Опытный за
бирский вод «Гео-
завод прибор»
«Труд» НПО «Гео-
техника»
Рис. V 1.20. Схематическое устройство гидравли-
ческого пульсатора:
/ — питающий лоток: 2 — сменный цилиндр;
3 - - диафрагма; 4 — подвод напорной воды; 5 —
разгрузочное устройство
Концентрационный
ЗОА-КЦ используют для опытов
стол
по концен-
трации на столах.
Техническая характеристика
концентрационного стола ЗОА-КЦ
Размер деки, мм:
в загрузочной части .... 450
в разгрузочной части . . . 330
длина.......................... ЮОО
Продольный ход деки, мм , . 8—16
Частота колебаний деки, мин1 300; 375;
390
Поперечный уклон деки, градус 0—10
Производительность, кг/ч . . До 50
Установленная мощность, кВт 0,6
Г абаритные размеры, мм:
длина........................ 1990
ширина......................... 465
высота ........................ 350
Масса, кг........................ 97
Изготовитель ...............Новосибир-
ский завод
«Труд»
Пневматический концен-
трационный стол АГРМ-1, пред-
назначенный для разделения минералов су-
хим гравитационным способом, состоит из
пористой деки с нарифлениями, механизма
привода, блока питания и источника сжа-
того воздуха, смонтированных на станине.
Основной частью стола является раздели-
тельная пористая дека, колеблющаяся в го-
ризонтальной плоскости аналогично деке
концентрационного стола. Разделение частиц
но плотности происходит па слабо наклонной
деке благодаря силам инерции путем сегре-
гации материала, разрыхленного потоком
воздуха, проходящего через деку.
Техническая характеристика пневматического
концентрационного стола АГРМ-1
Крупность цитация, мм . . . —14-&;07
Колебания деки:
частота, мин-1.............. 0—600
амплитуда, мм ............ 0,5—3
Наклон деки к горизонтальной
плоскости, градус:
продольный.................. 0—7
поперечный................ 0—20
Производительность при непре-
рывной работе, кг........... До 10
Установленная мощность,
кВт .... . .............. 0,6
Габарцтные размеры, мм;
длина......................... 850
ширина......................... 520
высота ........................ 500
Масса, кг . ..................... 80
Изготовитель .................. Опытный
завод «Гео-
прибор»
НПО «Гео-
техника»
301
Таблица VI.13
Техническая характеристика установок для обогащения в тяжелых суспензиях
Параметры 6-ОС 8-А-ОС 13-Б-ОС
Крупность питания, мм До 100 До ю 3—100
Аппарат для разделения Конус Гидроциклон диаметром 80 мм Бак
Вместимость, л 115 —— 28
Конструкция перемешивающего устройства Аэролифт Песковый насос Винт
Установленная мощность, кВт Габаритные размеры, мм; 0,4 7,27 0,27
длина 1150 2380 1090
ширина 1440 1090 510
высота Масса, кг: 2055 2205 1060
установки с суспензией — 880 168
аппарата 204 625 93
Установок для обогащения
в тяжелых суспензиях
(табл. VI. 13) серийно не выпускают. В каче-
стве утяжелителя используют магнетит,
ферросилиций или галенит с периодической
регенерацией.
Для разделения немагнитных минералов
по плотности в искусственно утяжеленной
жидкости (растворе хлористого марганца)
применяют магнитогидростатическне сепа-
раторы МГС1 и МГС2. Принцип действия их
подробно изложен во второй книге настоя-
щего Справочника.
Техническая характеристика
магнитогидростатических сепараторов
(табл. VI.15). По значению индукции магнит-
ного поля аппараты разделяют на две группы:
со слабым полем (до 0,2 Т) — для сильно-
магнитных руд и с сильным полем (до 2 Т) —
для сл абома гнитпых руд. Напряженность
магнитного поля составляет соответственно
до 159,2 и до 1592 кА/м.
Магнитный барабанный сепаратор 235-СЭ
(рис. VI.21) с верхним питанием предпазна-
Рис. V1.21. МагнитяЬ1й1.барабанный сепаратор
235А-СЭ;
1 ~ вибропитатель; 2 — барабан: 3 — магнит-
ная система; 4 — ванна сепаратора; 5 и 6 — сбор-
ники соответственно магнитного и немагнитного
продуктов
Крупность питания, мм
Масса пробы, кг... .
Производительность, кг/ч
Максимальная индук-
ция магнитного поля
в воздушном зазоре меж-
ду полюсными наконеч-
никами, Т .............
Максимальная потреб-
ляемая мощность, кВт
Максимальный ток в це-
пи электромагнита, А
Габаритные размеры, мм:
длина . ...............
ширина...............
высота ..............
Масса, кг..............
Изготовитель ..........
МГС1 мгез
-2+0,1 - 3+0,1
0,040 9,0
0, Об До 5
2,0
1,3
2,0
12,5
5,5 630
1000 1100
560 865
1200 1500
900 1700
Опытный завод
«Геоприбор» НПО
«Геотехника»
§ 4. Оборудование для магнитного
обогащения
Для ’ исследован ий применяют магнитные
сепараторы непрерывного действия неболь-
ших размеров (табл. VI. 14) н анализаторы
Питание
302
Таблица VI.14
Техническая характеристика лабораторных магнитных сепараторов
Параметры 235-СЭ 120Т-СЭМ
Размеры барабана (валка, рогора) мм: диаметр 400 327
длина 100 212
^Максимальная крупность питания, мм 6 3
Производительность, кг/ч, не более 500 75
Индукция поля, Т, не более Напряженность поля, кА/'м, не более 0,13 0,1—0,11
103,5 83,6—87,6
Частота вращения барабана (валка, ротора), с-1 1—6,17 (60—370) 0,5 (30,5)
•(мин-1) Мощность возбуждения поля, кВт —. 0,7
Установленная мощность электродвигателя, кВт 0,2 0,18
Габаритные размеры, мм: длина 855 570
ширина 700 560
высота 1300 630
Масса, кг 195 122
Изготовитель Серийно Теплогорский
нс выпускается завод гидрообо- рудования
чей для сухого магнитного обогащения зер-
нистых сильномагнитных руд и обезжелез-
неИия немагнитных материалов.
Электромагнитный барабанный сепаратор
120Т-СЭМ (рис. VI.22) с нижним питанием и
прямоточной ванной используют для мокрого
магнитного обогащения сильномагнитных
РУД-
Электромагнитный валковый сепаратор
229-СЭ (по ГОСТу ЭВС-28/9) с нижним пи-
танием применяют для сухого обогащения
слабомагнитных руд. По конструкции он ана-
Таблица VI. 1о
Техническая характеристика магнитных анализаторов
Параметры 25Т-СЭМ СЭМ-1 МА 138Т-СЭМ СИМ-1
Диаметр трубки, мм 50 30 100X80 *
Индукция поля, Т 0,2 0,2 0,2 1,0—1,2 1,2- 1,9
Максимальная крупность пита- ния, мм 0.5 0,5 0,5 2,0 1,0
Масса навески для анализа, г, не более .Габаритные размеры, мм: 50 20 100 200 ** 30
длина 740 390 480 935 670
ширина 720 390 250 450 460
высота 600 1000 525 537 585
.Масса, кг 167 72 60 162 150
Изготовитель Ирминскнй завод гидрооборудова- ния (г. Стаханов) Ворошилов- градский завод«Угле- прибор» Тепло гор- ский завод гидрообо- рудования «Геоприбор»
Размеры валка.
Максимальная масса навески зависит от емкостей для конечных продуктов.
зоз
Рис. VI.22. Электромагнитный барабанный се-
паратор 120Т-СЭМ:
/ — барабан: 2 — электромагнитная система; 3 —
ванна; 4 — рама; 5 — насадка для выпуска не-
магнитного продукта; & — разгрузочный желоб;
7 — щетка для съема магнитного продукта
Рис. VI.23. Электромагнитный трубчатый анали-
затор 25Т-СЭМ:
1 —- электромагнит; 2 — трубка; 3 — электро-
двигатель; 4 — встрихикатсль
логичен промышленным электромагнитным
валковым сепараторам 250-СЭ и 233-СЭ
(по ГОСТу ЭВС-36'50 и 2ЭВС-36'100).
Электромагнитный трубчатый анализатор
25Т-СЭМ (рис. VI.23) и анализатор СЭМ-1
такого же типа применяют для мокрого ана-
лиза сильномагнитных руд. Анализатор
СЭМ-1 установлен на подставке, на которой
смонтированы селеновый выпрямитель ВС-148
и трансформатор для регулирования тока
возбуждения.
Тонкие сильномагнитныс минералы из проб
руды можно выделять и на анализаторе МА
типа «магнитной скобы». По принципу дей-
ствия он аналогичен трубчатым анализаторам
25Т-СЭМ и СЭМ-1.
Электромагнитный валковый анализатор
138Т-СЭМ (рис. VI-24) с нижним питанием
предназначен для сухого магнитного анализа
слабомагннтных руд.
Электромагнитный анализатор СИМ-1
(рис. VI.25) используют для сухого анализа
слабомагнитных руд и материалов. Наличие
изодинамического поля, создаваемого полю-
сами соответствующей формы, возможность
регулирования продольного и поперечного
угда наклона желобка, по которому движется
304
Рис. VI-24. Электромагнитный валковый анали-
затор 138Т-СЭМ?
*Г — питатель; 2 — бункер*. 3 — лоток; 4 и 5 —
приводы соответственно лотка г< валка; 5 — раз-
грузочный желоб; 7 — емкости для сбора продук-
тов сепарации; 8 — электромагнит; S — валок
сепарируемый продукт, позволяют разделять
на анализаторе минералы с близкой удельной
магнитной восприимчивостью. Проба для
анализа должна быть расклассифицирована
по крупности. Анализатор СИМ-1 при замене
сепарационного устройства может быть ис-
пользован для мокрого анализа шламов.
Принцип работы установки для определе-
ния удельной магнитной восприимчивости
слабомагнитных минералов конструкции
Механобра (рис. VI.26) основан на использо-
вании магнитной силы, действующей на об-
разец вещества, помещенный в неоднородное
магнитное поле (метод Фарадея).
Рис. VI.25. Эл-нтромагнитный анализатор СИЛЗ-!.-
1 — бункер; 2 — регулятор поперечного угла нак-
лона желоба; 3 — блок полюсных наконечников;
4 — сепарационный желобок; 5 ~ сборники ми-
нералов; 6 - регулятор продольного угла нак-
лона желоба; 7 — регулятор силы тока в магнит-
ной системе
Рис. VI.26. Схема установки для определения
удельной магнитной восприимчивости слабомаг-
нитных минералов:
1 — торсионные весы; 2 — магнитный экран;
3 — стеклянная нить; 4 - ампула с исследуемым
образцом; 5 - электромагнит, создающий изо-
динамическое магнитное поле
Удельную магнитную восприимчивость /
(см3/г) определяют по формуле
X = С ЬР/'Р,
где С — постоянная, определяемая экспери-
ментально для данных комплекта полюсных
наконечников, положения образца и тока
возбуждения электромагнита, см3/г; ДР —
изменение массы образца минерала в магнит-
ном поле, г; Р — масса образца минерала, г.
Установка предназначена для измерения
магнитной восприимчивости кускового мине-
рала, порошка или раствора в пределах
(0,5—500)-10-е см3 г. Время одного опреде-
ления 5—10 мин. Навески образцов состав-
ляют от 100 мг до 1 г.
Приборы «.Магнит-6» и «Магнит-703», вы-
пускаемые ВНИИАШ (г. Ленинград), пред-
назначены для измерения содержания маг-
нитных материалов в абразивных продуктах,
а также для контроля содержания сильно-
магнитиыд минералов в продуктах обогаще-
ния.
§ 5. Оборудование для
электрического обогащения
Для разделения минералов по электрическим
свойствам применяют барабанные электри-
ческие сепараторы с полем коронного раз-
ряда и электростатическим.
Барабанный коронный сепаратор конст-
рукции ИГД им. Скочинского имеет один
барабан с рабочей зоной, аналогичной по
устройству рабочей зоне промышленного
сепаратора.
305
Рис, VI,37. Схема коронно-электростатического
лабораторного сепаратора ПС-Г.
1 — бункер; 2 — питатель; 3 — лоток; 4—6 —
соответственно коронирующий, отклоняющий и
осадительный электроды; 7 — сборники для про-
дуктов сепарации; 6 — щиток управления
Барабанный коронно-электростатический
сепаратор конструкции Иргиредмета ЭКС-200
имеет, как и промышленные сепараторы по-
добного типа, два барабана длиной (рабочей)
200 мм. Нижний барабан сепаратора служит
для перечистки.
Коронно-электростатический лаборатор-
ный сепаратор ПС-1 (рис. VI.27) н его модер-
низированный аналог ЭС-2 также получили
широкое применение.
Техническая характеристика лабораторных
электрических сепараторов
Производится Ь НОС ТЬ
по питанию, кг/ч
Мощность, потреб-
ляемая кз сети, кВт
Габаритные разме-
ры, мм:
длина ...........
ширина ..........
высота...........
Масса, кг .........
Изготовитель . . . ,
100—200 50-60
0,2 0,45
700 460
600 500
1500 600
500 20*
Опытные Опытны :1
образцы завод ге:
логоразве-
дочной а Д'
паратуры s
средств ав-
томатиза-
ции СКо
Министер
ства геол:
гни СССР
* Без учета массы пульта (35 кг) и б.т:". i
питания (30 кг), Габаритные размерь! 390 X305 .
X45U мм, блока питания 650X190X230 мм.
§ 6. Оборудование для
флотационного обогащения
Трубки Халлимонда из стекла или оргсгеклг
(рис. VI.28) применяют для опытов по фло-
тации небольших навесок чистых минерале’
(0,2—0,5 г).
Аппараты для беспенной флотаЦгг
(рис. VI.:29) могут быть использованы дл*
этой же цели. Воздух в аппарат подают чере:
комочек стеклянной ваты, фильтр Шотта ил-
капилляр. При работе на аппаратах зтег:
типа необходимо обеспечивать равномерное
ЭКС-2 00 ЭС-2
Рабочая длина бара- бана, мм 200
Диаметр барабана (осадительного элек- трода), мм .... 120 150
Крупность питания, мм 0,1- 2 0,05—2
Число фракций на вы- ходе 3 3
Окружная скорость вращения осадитель- ного электрода, м/с 1,6—2,8 0,31—4,71
Температура подогре- ва, К-‘ Питающего лотка 293—720
осадительного электрода 293—373
Напряжение: сети, В 127—220 220
на коронирующих электродах, кВ . . До 20 0—30
Максимальный ток
нагрузки на стороне
высокого напряже-
ния, мкА ............ — 1000
Рис, VI,28. Трубка Халлимонда:
1 — камера; 2 — фильтр Шотта; 3 — Капил.:.-?
306
5
Рис. V1.31. Камера механической машины для
малых навесок
Рис. VI.29. Аппарат для бесценной флотации:
а — пневматическая машинка для небольших на-
весок; 6 — аппарат Гинцветмета; 1 — камера;
2 — дозатор воздуха; 3 — пробка; 4 — колба-
ресивер; 5 — устройство для перемешивания
Рис. VI,30. Однокамерная лабораторная машинка
механического типа:
1 — корпус; 2 — шкив пеногона; 3 — электродви-
гатель; 4 — пускатель пеногона; 5 — воздушная
трубка; 6 — статор; 7 — импеллер; 3 — узел
разгрузки; 9 — разгрузочная воронка; 10 — уров-
немер
поступление воздуха и тщательную очистку-
фильтра Шотта, диспергирующего воздух.
Однокамерные лабораторные флотацион-
ные механические машины разных типораз-
меров (рис. VI.30), (табл. VI.16) получили
наибольшее распространение. Для флотации
навесок от 5 до 50 г применяют механические
машины с камерами объемом 0,1; 0,2 и 0,4 л
(рис. VI.31). Для каждого типоразмера ка-
меры необходимо подбирать окружную ско-
рость вращения импеллера так, чтобы она-
не превышала 6 м/с.
Для изучения процессов, происходящих
в пенном слое, в Механобре сконструирована.
Рис. VI.32. Сменные головки лабораторной флота-
ционной машины для проведения опытов пенной
(а) и бесценной (б) флотации:
1 — верхняя съемная часть камеры, в которой
образуется пена; 2 - пеногон; 3 -- нижмя часть
камеры, в которой происходит минерализация
пузырьков; 4 - - аэратор; 5 — верхняя съемная,
часть камеры для улавливания пузырьков при
бесценной флотации; 6 - отбойник для пузырь-
ков
307-
Таблица VI. 16
Техническая характеристика лабораторных флотационных машин
Марка машины Объем камеры, л Диаметр импелле- ра, мм Г абарнтные размеры, мм Установленная мощность, к Вт Масса, кг Изготовитель
Длина I Ширила Высота | 1
Однокамерные
189В-ФЛ 0,05; 0,1; 28 280 210 540 0,12 19 Серийно не выпус-
УФЛ-67 0,02; 0,3 0,5; 0,75: Пере- 605 225 505 0,08 40 кается (чертежи Механобра) Теплогорский за-
ФМ-1 1; 1,5; 3 0,5; 0,75; менный То же 600 320 800 45 вод гидрооборудо- вания Завод «Геоприбор
ФМ-2 1; 1,5; 3 0,075; 0,Т » 395 265 550 25 (Москва) То же
237ФЛ-1; -2; -3 0,15; 0,25 0,5; 0,75; 1 55 500 260 600 0,12 30 Серийно не выпус-
240ФЛ-1; -2; -3 1,5; 2,0; 3 70 500 300 375 0,12 38 кается (чертеж и Механобра) То же
244ФЛ-1; -2 5; 8 85 564 330 687 0,18 36 Я
247ФЛ-1 12 100 610 330 687 0,18 40 2
Многокамерные *
226А-ФЛ (че- тырехкамерная) 1 55 500 260 600 0,18 37 »
224А-ФЛ (че- тырехкамерная) 3 70 500 340 640 0,27 48 »
94БФЛ (десяти- 3 70 300 380 640 0,16 35 Тенлогорский за-
камерная) вод гидрооборудо-
вания
ФМЛ-12 (че- 12 132 620 650 870 0,6 176 Днепропетровский
ты рех камер- завод горно-шахт-
пая) ного оборудования
•ФМЛ-25 25 179 800 700 960 0,6 216 То же
* Масса н габаритные размеры приведены для двухкамерной секции.
лабораторная флотационная машина со смен-
ными головками (рис. VI.32), позволяющая
осуществлять пенную или бесценную фло-
тацию в одних и тех же аэро- и гидродинами-
ческих условиях.
Полупромышленные установки, комплек-
туемые из многокамерных флотационных
машин, применяют при проведении флота-
ционных испытаний в условиях непрерывного
процесса.
§ 7. Вспомогательное оборудование
Желобчатые сократители
применяют для сокращения проб материала
крупностью до 25 мм. Конструкция сухого
сократителя (Джонса) общеизвестна. Ра-
диальные желобчатые сократители 288-Рм
(рис. VI.33) применяют для сокращения проб
пульпы. У этого сократителя половина же-
лобков направлена к периферии внешнего
цилиндра, а другая половина — во внутрен-
ний цилиндр. Сократитель — разъемный и
может быть составлен из нескольких каска-
дов, каждый из которых делит поступающую
пробу пополам. Разработана конструкция
радиального сократителя, выделяющего на
одном каскаде пробу, составляющую 1'4
и 1/6 исходного питания.
Полупромышленные установки оборудуют
рудными и реагентными питателями, чанами
для перемешивания пульпы, насосами для
ее перекачивания. Большинство этих аппа-
ратов по конструкции аналогичны промыш-
ленным образцам.
Техническая характеристика вспомогатель-
ного оборудования приведена в табл. VI. 17.
308
Таблица V1.17
Техническая характеристика вспомогательного оборудования
Оборудование Марка Производитель- ность Мас- са, кг Г абаритЕ! ые размеры, мм Установленная мощность, кВт Изготовитель
Дли- на Ши- рина Вы- сота
Питатель:
электровибрационный 239А-ПТ До 1200 кг/ч 36 610 370 345 Электромагнитный ви- бровозбудитель Серийно не выпускается (чер- тежи Механобра)
ленточный 200А-Г1Т 10- 800 кг/ч 115 920 690 680 0,18 То же
» ПЛ-1 До 0,48 м3/ч 172 1340 720 490 — «Амурский металлист»
реагентный скиповый 158А-Пт 10—50 см3/мин 15,4 320 540 480 0,08 Теплогорский завод гидрообо- рудоваиия
реагентный Насос центробежный диаметром: 159А-Пт 0,015—0,8 см3/мии 12 230 200 600 0.013 Серийно не выпускается (чер- тежи Механобра)
6 ММ 60Б-НС До 2 л/мин 15 200 240 420 0,12 То же
12 мм 12Г-НС До 7 л/мин 30 250 220 520 0,27—0,4
Насос диафрагмовый диа- метром 16 мм 42Б-НС 0,1—5 л/мин 16 260 210 460 0.12 »
Примечания: L В некоторых случаях на полупромышленных установках применяют барабанные питатели (для подачи руды) 610X370 мм (масса
162 «') к г R
Сдэ 2- Рабочее давление для насосов 60 - НС, 121-НС и 42П-НС соответствеЕЕно 0,025т 0,025 и 0,08 МПа.
ф-----------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------
Рис. VI.33. Радиальный желобчатый спкратитель:
1 — загрузочная воронка; 2 — делительный ко-
нус: 3 — кольцевой желоб
Конструкция реагентного питателя 159А-П?
показана на рис. VI.34.
Лабораторный сгуститель
ЗОБ-СГ диаметром 700 мм, изготовляемый
заводом «Труд», рекомендуется использовать
для сгущения значительных объемов концен-
тратов и других продуктов.
Фильтровальные вакуумные установки,
используемые в лабораторной ^практике,
состоят из вакуум-насоса, ресивера и рас-
пределительной коробки. К коробке через
пробковые краны подсоединяются резино-
выми шлангами колбы Бунзена для сбора
фильтрата, в горловине которых закреплены
фарфоровые фильтровальные воронки Бюх-
нера.
Лабораторная фильтровальная установка
39ФТ-Б, выпускаемая заводом «Труд», при-
меняется для ускоренного фильтрования
(под давлением до 0,5 МПа). Она состоит из
двух фильтрующих элементов и ресивера.
Для фильтровальной установки необходима
воздушная магистраль с давлением 0,5 МПа
или компрессор. Масса установки 230 кг.
габаритные размеры, мм: длина 1405, ширина
560, высота 1242. Влажные продукты под-
вергают сушке.
Навески руды и получаемые при обогаще-
нии продукты взвешивают на специальных
весах разных марок, выпускаемых заводом
«Госметр» (Ленинград).
Предельная масса груза для весов различных
марок
Рис. VI.34. Питатель для реагентов:
1 — электродвигатель и редуктор; 2 — винт;
3 — каретка (гайка); 4 — вытесняющий цилиндр;
5 — емкость для реагента
_ Погрешности
Предельная взвешивая и я.
масса, кг г
ВЖТ-1600 . . . 0,16 ±0,00.5
В Л КТ-500,
ВЖ-500 .... 0,5 ±0,03
вжт-i .... 1,0 ±0.02
ВЖТ-2 .... 2,0 ±0,2
вжт-з .... 5,0 ±0,2
ВЖТ-10 .... 10,0 ±0,5
Продукты большой массы взвешивают на
обычных торговых весах; реагенты и продукты
массой до 3—5 г — на аналитических.
§ 8. Оборудование для агломерации,
окомкования, обжига окатышей
н руд
Смесители и окомкователя
периодического действия (барабанные ил?
тарельчатые), рассчитанные на 10—100 кг
шихты, применяют в лабораторной практике
агломерации и окомкования с последующий
обжигом. Для смешивания и окомкованих
агломерационной шихты в Механобре ис-
пользуют барабан-гранулятор (окомкователь)
140-Аг, для приготовления небольших проб
окатышей методом переменного увлажнения—
барабан 62А-Аг, а для укрупненных опытов—
тарельчатый гранулятор 93А-Аг (рис. VI.35,
табл. VI.18) с ленточным питателем 200А-Пт
(см. табл. VI. 17).
3!0
Агломерационные установ-
ки и установки для обжига
окатышей (табл. VI. 19 и VI.20). Агло-
мерационная установка 184-Аг (рис. VI.36)
состоит из трех сварных цилиндрических
чаш диаметром 300 мм: одной рабочей и двух
холостых для разжигания зажигательного и
дополнительного (предназначенного для ком-
бинированного нагрева слоя шихты) горнов.
Установка оснащена 4—6 эксгаустерами
146А-Аг для подачи воздуха и отсасывания
газов, причем к рабочей чаше подключены
последовательно не менее двух эксгаустеров.
Могут быть использованы сдвоенные экс-
гаустеры 152-Аг (см. табл. VI.20). Кроме
того, установка может быть оснащена изме-
рительным колпаком 970-РД с двойной диа-
фрагмой (для контроля расхода воздуха на
спекание) и разъемной агломерационной
чашей 245-Аг. Для подогиева шихты перед
спеканием применяют установку 252-Аг, со-
стоящую из генератора теплоносителя и ба-
рабана-окомкователя 140-Аг с устройством
распределения теплоносителя в пересыпаю-
щемся в барабане слое шихты.
Предварительные опыты по сушке, нагреву,
обжигу и охлаждению окатышей (проба мас-
сой 60—200 г) проводят на установке 259-Аг
с реактором в виде вертикальной трубы (вну-
тренний диаметр 55—60 мм, длина 1100 мм)
из жаропрочной стали, помещенной в печь
с силитовыми нагревателями. Нижняя часть
трубы заполнена шамотом, через слой кото-
рого продувают воздух. Пробу окатышей
в проволочной корзинке, подвешенной к по-
воротному кронштейну, последовательно
вводят в соответствующие температурные
зоны реактора (от 670 К в верхней части до
1520—1570 К в нижней) Для укрупненных
опытов применяют установку 254-Аг
(рис. VI.37), в которую входят футерованная
обжиговая чаша на тележке и три стацио-
нарных газовых горна: один для сушки, вто-
рой (напротив первого) для обжига с про-
сосом газов через слой окатышей, третий —
для сушки окатышей дутьем снизу вверх.
Рис. VI.35. Тарельчатый гранулятор:
1 — рама; 2 — редуктор; 3 — тарель; 4 — ло-
ток кольцевой; 5 — нож; в — форсунка; 7 —
электродвигатель кривошипио-шатунного при-
вода ложа; 8 — электродвигатель привода тарели
Для удаления дымовых газов через выхлоп-
ные патрубки при зажигании горнов над
установкой устроен вытяжной колпак. Уста-
новка комплектуется тремя вентиляторами
146А-Аг. Эта установка может быть исполь-
зована для агломерации с комбинированным
нагревом слоя, а также для спекания с дутьем
снизу вверх.
Кроме того, как для окислительного об-
жига, так и для металлизации окатышей
может быть использована установка 131-Аг
(см. табл. VI. 19), оснащенная двумя обжиго-
выми футерованными чашами диаметром
Рис. VI.36. Агломерационная установка 184-Аг:
I — чаша для разжигания горна; 2 — горн;
3 — коромысло противовеса горна с грузом; 4 —
тележка горна; 5 — монорельс; 6 — стойка; —
рабочая аглочаша; 8 — вакуум-камера аглочаши;
9 — рама; 10 —задвижка газовая (100 мм)
311
Таблица VI.18
Техническая характеристика аппаратов для смешивания и окомкования
Параметры 140-Аг 62-Аг 93 А-Аг
Диаметр, мм 800 600 1000
Рабочая длина, мм 220—550 200 —
Частота вращения, с-1 0,17—0,50 0,30—1,17 0,25—0,50
Установленная мощность, кВт 1,0 1,0 2,5 и 0,6
Габаритные размеры, мм:
длина 1620 * 1080 1670
ширина 880 860 1580
высота 1550 900 1400
Масса, кг 450 250 850
Конструкция Барабанный Тарельчатый
* При установке электродвигателя ниже редуктора длина аппарата может быть уменьшена д:
1200 мм.
300 мм, газовым передвижным горном с го-
релкой низкого давления, откидным колпа-
ком ыад рабочей чашей для подачи рециркуля-
ционных газов через вакуум-камеру обжиго-
вой чаши, а также тремя вентиляторами
146А-АГ.
Аппараты для оценки метал-
лургических свойств агло-
мерата иокатышей включают уста-
новки для определения механической проч-
ности, восстановимости п прочности при вос-
становлении.
Разрушение всего спека и агломерата на
пути от агломерационной машины до пла-
вильного агрегата моделируют в лаборатор-
ных условиях с помощью установки 193-Аг
(или 118-Аг) для сбрасывания спека (агло-
мерата) на стальную плиту (испытание на
удар), а также в барабане диаметром 1000 мм
Таблица VI. 19
Техническая характеристика агломерационной
и установок для обжига окатышей
и длиной 250 мм на установке 117А-Аг.
Если проба агломерата достигает 20 кг, целе-
сообразно применять барабан Рубина (уста-
новка 192-Аг) диаметром 1000 мм и длиной
600 мм с тремя полками высотой 200 мм, где
проба агломерата подвергается совместному
ударному и истирающему воздействию. Раз-
рушающая работа одного оборота барабана
соответствует примерно 10,7 Дж.
Механическую прочность агломерата и окг-
тышей оценивают в соответствм
с ГОСТ 15137—77 по содержанию классов
4~5 мм и —0,5 мм в пробе после испытанм
(200 оборотов) в барабане диаметром 1000 м»
н длиной 500 мм с двумя полками на уста-
новке 219-Аг. Масса пробы составляет 15 кг.
крупность —40 5 мм для агломерата 1
—25 Д- 5 мм для окатышей. Для оценки проч-
ности обожженных окатышей применяет
установки
Параметры 131-Аг 184-Аг 254-Аг
Диаметр чаши, мм 300 300 300
Высота слоя, мм 400 350 400
Максимальный объем, м3 0,028 0,024 0,028
Объем рабочего пространства горна, м3 0,028 0,150 0,067 *
Тип горелки Модифициро- ГНП-3; ГНП-4 224-Аг с произве-
ванная ГНП-5 дительностью по газу до 20 м3 ч
Габаритные размеры, мм:
длина 2450 4900 3780
ширина 1840 2000 2000
высота 2870 2900 2370
Масса, кг 2370 3450 2360
* Общий объем камеры сгорания, горна и горновой центральной камеры.
312
Рис. VI.37. Трехгорновая установка для обжига
окатышей 254-Аг:
/ — вакуум-камера; 2 — горн разогрева и об-
жига; 3 — горелки; 4 — клапаны сброса дымовых
газов; 5 — задвижка; 6 — колпак для отсоса
дымовых газов; 7 — горн сушки при прососе;
5 — уплотнение; 9 — чаша на тележке; 10 — горн
сушки прн дутье снизу
Рис. VL38. Схема установки для изучения про-
цесса обжига:
1 — пенный расходомер; 2 — термопара; 3 —
потенциометр; 4—7 —блоки хроматографа; 8 —
блок подготовки газа; 9 — баллон с газом-носи-
телем (нейтральным газом); 10 — баллон с ра-
бочим газом; 11 — реометр; 12 — вентили; 13 —
цилиндр из кварца, алунда пли фарфора; 14 —
кварцевая реакционная трубка; 15 — электриче-
ская нагревательная печь; 16 — осушитель с без-
водным СаС12;
Таблица VI.20
Технологическая характеристика
эксгаустеров
Параметры
Й
Производительность, м3/ч. 300 1460
Температура газа (воздуха), 1^. 570 520
Разрежение, Па Размеры рабочего колеса, мм: 5900 7650
диаметр 650 810
ширина 75 50
Установленная мощность, кВт 14 2X28
Габаритные размеры, мм:
длина 1970 3350
ширина 990 1720
высота 1340 1320
Масса, кг 350 2240
также прессы разной конструкции, с по-
мощью которых определяют прочность ока-
тышей на сжатие.
Восстановимость агломератов и окатышей
в соответствии с ГОСТ 17212—71 определяют
с помощью вертикальной реакционной трубки
диаметром 60 мм в атмосфере водорода при
1070 К. Масса пробы составляет 300 г, круп-
ность —15 (10 мм). Эту же установку при авто-
матической записи изменения массы пробы
можно использовать для изучения процесса
обжи га.
Прочность при восстановлении оценивают
в соответствии с ГОСТ 19575—74 по степени
восстановления и выходу класса крупности
—0,5 мм после испытания пробы (500 г) агло-
мерата или окатышей крупностью —15~{—
-j- 10 мм во вращающемся (0,17 с"* 1, или
313
Рис. VL39. Установка для обжига руд*.
I — рама; 2 — стойка с неподвижным шпин-
делем; ,3 — нагревательная электрическая печь;
4 — карбндокремниевые (салитовые) нагреватели
(9 шт.) 5 — ампула; 6 — маховик; 7 — стойка
с выдвижным шпинделем; 5 — электродвигатель
постоянного тока; 9 — червячный редуктор с цеп-
ной передачей
10 мин *) цилиндрическом барабане диаме-
тром 145 мм и длиной 500 мм (с четырьмя
полками) в восстановительной атмосфере при
нагревании сначала до 870 К (40 мин), а за-
тем до 1070 К (2 ч 20 мин).
Установку, схема которой приведена на
рис. VI.38, применяют для изучения кине-
тики процессов восстановления, окисления,
восстановитедыю-сульфидизирующего и суль-
фа тизир у юще го обжига с использованием
твердых, жидких или газообразных реаген-
тов при малых (до 10 г) навесках испытуемых
материалов.
Реакционную трубку, в которой находится
лодочка с пробой, продувают нейтральным
газом (об окончании продувки судят по пока-
заниям потенциометра и интегратора), затем
вводят ее в электрическую печь. Темпера-
туру в печи либо поддерживают автоматически
(с точностью =5=2 К), на постоянном уровне,
либо изменяют по заданному режиму. В ре-
зультате опыта получают данные об измене-
нии температуры и давления в реакционной
зоне, продолжительности, объеме и составе
выделившихся газов (с частотой от 0,5 до
2 мин), изменении массы образца и его со-
става, что позволяет составить достаточно
полное представление о кинетике изучаемого
процесса. На установке, несколько изменив
конструкцию реакционной трубки, можно
с приемлемой для практики точностью изучать
термодинамические параметры окислительно-
восстановительных реакций.
Оборудование для обжига
выбирают в зависимости от массы пробы и
вида топлива. Обжиг проб рудного сырья
массой до 1 кг изучают, используя твердое,
газообразное или смешанное топливо, на
установке 243-Аг (рис. VI.39) периодического
действия с горизонтальной вращающейся
ампулой (ретортой) диаметром 300 мм. Уста-
новка комплектуется генератором газа-вос-
становителя,
В отличие от предыдущей установка 231-АГ
включает печь с регулируемым углом на-
клона и предназначена для непрерывного
действия с производительностью до 5—
J0 кг/ч.
В укрупненных опытах по обжигу руд при-
меняют противоточную вращающуюся печь
диаметром 250 мм и длиной 4000 мм (51-Аг),
производительность которой при обработке
руды крупностью —20 мм составляет 20—
25 кг/ч. Угол наклона печи 3°, частота враще-
ния 0,003—0,02 с’] (0,2—1,2 мин-1). Печь
оснащена загрузочным бункером с секторным
питателем, загрузочной и разгрузочной го-
ловками на тележках с подъемными платфор-
мами и гидрозатворами, дымососами над за-
грузочной площадкой для отсасывания газов
из печи, торцовой горелкой (224-Аг) и тремя
периферийными щелевыми горелками для
регулирования температуры и состава атмо-
сферы по длине печи. Для повышения коэф-
фициента заполнения в разгрузочной части
печи выложен порог высотой 40 мм. Темпе-
ратуру в печи измеряют термопарами, хо-
лодные спаи которых выведены на латунные
контактные кольца.
Техническая характеристика установок для
обжига руд
Марка аппарата
Основные параметры 231-Аг 243-Аг
Производитель- ность печи, кг/ч 5—10
Температура об- жига, к .... 1220—1270 до 1370
Диаметр рабочей зоны печи, мм 150 300
Частота вращения реактора, c~J . . 0,13 0,1—0,2 иля
Потребляемая на- гревателями мощ- ность. кВт .... до 16 0,17—0,33 до 23
Габаритные раз- меры. мм: длина 2100 1900
ширина .... 700 1300
высота .... 1500 2150
Масса, кг ... . 700 640
РАЗДЕЛ VII
КОНТРОЛЬ И УПРАВЛЕНИЕ
ПРОЦЕССАМИ
ОБОГАЩЕНИЯ РУД
Глава 1
Опробование руд и продуктов
обогащения на обогатительных
фабриках
§ 1. Основные понятия
и определения
Опробование — комплекс операций по от-
бору проб исходной руды и продуктов ее
обогащения и подготовке их к анализу.
Пробы отбирают для получения следующих
характеристик продуктов: гранулометриче-
ского, минерального и химического!состава,
влажности, плотности, концентрации реаген-
тов, содержания твердого в оливах сгусти-
телей, пыли в газах.
Опробование на обогатительных фабриках
в зависимости от последующего использова-
ния результатов анализа контролируемых
характеристик подразделяют на техно-
логическое оперативное (для
контроля л управления процессами обога-
щения), технологическое ба-
лансовое (для составления технологи-
ческих балансов металлов) и товарное
(для учета металлов в товарной продукции
при составлении товарного баланса и взаимо-
расчетах между поставщиком и потребите-
лем).
Технологическому опробованию подвер-
гают различные технологические продукты
за контролируемый интервал времени. При
оперативном опробовании этот интервал,
в зависимости от продолжительности подго-
товки и экспресс-анализа пробы по контро-
лируемой характеристике, может составлять
от 2 ч до 10 мин. При балансовом опробова-
нии для оценки работы фабрики или отдель-
ных ее секций, как правило, в качестве кон-
тролируемого интервала времени принимают
смену. Товарному опробованию подлежит
каждая поставка руды или концентрата раз-
дельно по-представленным в поставке пар-
тиям.
Партия — определенное количество
руды или концентрата одного и того же ка-
чества, поставляемое по одному сертификату.
Партия может быть составлена из материала,
поставляемого в одной или нескольких транс-
портных емкостях (вагонах, баржах и т. п.).
Цель опробования — получение предста-
вительной пробы.
Представительность про-
бы — способность ее отражать контро-
лируемое свойство продукта с заданной сум-
марной погрешностью опробования и ана-
лиза.
Суммарная погрешность
опробования и анализа— ин-
тервал, в котором с заданной доверительной
вероятностью находится расхождение между
средними значениями контролируемой ха-
рактеристики (например, содержания полез-
ного компонента) пробы и опробуемого про-
дукта. Составляющими суммарной погреш-
ности являются погрешности опробования
(отбора и подготовки проб) и метода анализа,
обусловленные «вкладом» каждой из операций
и выражаемые соответствующими расхожде-
ниями контролируемой характеристики. За-
данная суммарная погрешность опробования
и анализа должна определяться погрешностью
измерения контролируемой характеристики,
допустимой прн решении с необходимой точ-
ностью дальнейших задач управления или
учета.
Опробование производят последовательным
выполнением следующих операций: отбор
точечных проб, составление объединенной
пробы, подготовка из объединенной пробы
конечных лабораторных проб.
Точечная проба' (ГОСТ 15895—77,
СТ СЭВ 547—77) — количество сырья (руды)
или концентрата, отобранное от опробуемого
продукта за один раз (отсечку) пробоотбира-
ющим устройством.
Объединенная проба
(ГОСТ 15895—77, СТ СЭВ 547—77) — проба,
составленная из суммы точечных проб.
Конечная лабораторная
проба — проба, окончательно подготов-
ленная из объединенной пробы для передачи
на анализ контролируемой характеристики.
Аналитическая навеска —
часть пробы, полностью используемая в ана-
лизе для одного определения контролируемой
характеристики продукта.
Для большинства руд и концентратов ме-
тоды и параметры товарного опробования и
методы контроля основных характеристик
товарной продукции стандартизированы.
Действующие стандарты представлены
в табл. VII.I.
Методы оперативного технологического
опробования руд и продуктов обогащения
стандартизированы (ОСТ 48-5—75) только
в цветной металлургии применительно к пуль-
повым продуктам флотационных обогати-
тельных фабрик.
В числе стандартизированных методов
контроля товарной продукции приняты: для
определения гранулометрического состава —
ситовый или седиментационный анализ, для
определения содержания влаги — метод
высушивания до постоянной массы, для опре-
деления химического состава — в основном
методы химических анализов. В цветной ме-
315
Таблица VII.1
о
Стандарты на товарное опробование и методы контроля руд и концентратов
Руда, продукт обогащения (стандарт на техни- ческие требования) Стандарт на отбор и подготовку проб Нормативные параметры опробования Контролируемый параметр, стандарт ни методы контроля и испытаний
Масса партии, т Масса точечной пробы, кг Число точечных проб Минимальная масса пробы, кг (схема подготовки)
Руды и концентра- ГОСТ 14180—80. Согласно ТУ и До 50 мм — не Определяется по Определяется по Химический состав:
ты цветных метал- СТ СЭВ 899-78 ОСТам на про- менее 2; до 10 мм— формуле jV = формуле tn = Kd2 СТ СЭВ 314—76 (общие
лов (ГОСТ212—76, молибденовый концентрат, ГОСТ 213—73, вольф- рамовый концен- трат, ГОСТ 4682—74, бари- товый концентрат, ТУ и ОСТы на раз- личные типы кон- центратов) дукцию 1; до 1 мм — 0,1 0,075V /Ж К = 0,06—0,2 требования); ГОСТ 2082.3—81 — 2082,16—81 (молибдено- вый концентрат); ГОСТ 11884.1—78 — 11884.14—78 (вольфрамо- вый концентрат); ГОСТ 13188—67, ГОСТ 22221.0—76 — 22221.8—76 (оловянный концентрат), СТ СЭВ 315—76, ГОСТ 14047.2—78 — 14047.3—81 (свинцовый концентрат); СТ СЭВ 316—76, ГОСТ 14048.2—78 — 14078.17—77 (цинковый концентрат) СТ СЭВ 448—77; ГОСТ 15934.2—80 — 15934.17—80 (медный кон- центрат) PC А: ОСТ 48—165—80; ОСТ 48—174—80 Содержание влаги: СТ СЭВ 900—78; ГОСТ 13170—80
Железные руды и ГОСТ 15054—80, До 100 000 (9 дна- До 100 мм не Определяется по Определяется по Химический состав:
концентраты (ТУ па руды и концен- траты различных мгтн>рпждеи|||1) СТ СЭВ 1196- 78 пазонов) менее 4; до 50 мм— 1; до 10 мм — 0.3; до 1 мм 0,1 формуле AZ = = ?а02/Л8 или по таблице для дп.ч- НН;4и||пН МИО’ пир формуле m— /<ds К = 0,025—0,1 ГОСТ 23581.1—79 — 23581.14—79, ГОСТ 19187 73 ( идгржипиг 1О1.ПИ
ГОСТ 17495—80. СТ СЭВ 1197 -78 До 100000 (9 диа- пазонов) Болес 150 мм — нс менее 40; до 100 мм — 12; до 50 мм — 4; до 10 мм- 0,3; до 1 мм — 0,1
Марганцевые руды и концентраты (ГОСТ 4418—75, ТУ на руды и кон- центраты различ- ных месторожде- ний) ГОСТ 16598—80, СТ СЭВ 1204—78 До 45 000 (7 диа- пазонов) До 50 мм — не менее 1; до 10 мм— 0,3; до 1 мм — 0,1
Флюоритовые руды п концентраты — плавиковый 'шпат (ГОСТ 7618—70, ГОСТ 4421—73) ГОСТ 14180—80 Согласно ГОСТам на продукцию До 50 мм — не ме- нее 2; до 10 мм — 1; до 1 мм — 0,1
Сильиинитовыс ру- ды — хлористый калий (ГОСТ 4568-74) ГОСТ 4568-74 До 300 0,5 (для промыш- ленности), 1.0 (для сельского хо- зяйства)
Асбест хризотило-
вый—продукт
обогащения асбес-
товых руд (ГОСТ
12871—67)
ГОСТ 12871—67
До 100
0,3 — из мешка,
1 — из вагона
niii и о (от 8 до 182) СТ СЭВ 959 78, ГОСТ 12764—73
Определяется ио формуле А; -= — или по таблице для диа- пазонов масс пар- тий с учетом ст и А (01 8 до 180) Определяется по таблицам в зави- симости от массы и крупности пар- тии Гранулометрический состав: СТ СЭВ 958—78
Определяется по формуле Д’ — Р(72/А3 или по таблице для диа- пазонов масс пар- тий и ст (от 5 до 165) Определяется по формуле Kd2, К - 0,1 Химический состав: ГОСТ 22772.0-77, ГОСТ 22772.7—77 Содержание влаги: СТ СЭВ 960—78, ГОСТ 22772.1-77
Определяется но формуле .V — = 0,075V /Л4 Тоже, К—0,06— 0,2 Химический состав: ГОСТ 7619.0—81, ГОСТ 7619.9—81 Содержание влаги: ГОСТ 7619.1—74 Гранулометрический ГОСТ 19724—74 состав:
При отгрузке в вагонах 1 проба на каждые 20 т; при отгрузке на судах 1 проба па 100 т; при отгруз- ке в мешках 4% числа мешков До 1 — для про- мышленности (со- кращение), до 2 — для сельского хозяйства (сокра- щение) Физико-химические затели: ГОСТ 4568—74 пока-
Ог 2% мешков или пакетов; по 3 от каждого вагона 10 (квартование до 5 кг) Физико-технические затели: ГОСТ 12871—67 пока-
w Продолжение табл. VI1.1
00 _______________________
Руда, продукт обогащения (стандарт на техни- ческие требования) Стандарт па отбор и подготовку проб Нормативные параметры опробования Контролируемый параметр, стандарт на методы контроля и испытаний
ЛУасса партии, т Масса точечной пробы, кг Число точечных проб Минимальная масса пробы, кг (схема подготовки)
Тальк: для кабельной промышленности (ГОСТ 13145- 67) молотый (ГОСТ 19729—74, ГОСТ 21234-75 для лакокрасоч- ной промыш- ленности (ГОСТ 19284—79) Графитовые руды и концентраты (ГОСТ 18191—78, ГОСТ 10273—79, ГОСТ 8295—73, ГОСТ 4596—75, ГОСТ 4404—78, ГОСТ 10274—79) Каолиновые кон- центраты (ГОСТ 9285—78, ГОСТ 21285-75 - 21288—75) (ГОСТ 20080—74, ГОСТ 19607 74, ГОСТ 19608 - 74) ГОСТ 13145—67, ГОСТ 19730-74 ГОСТ 6578—75, ГОСТ 19284—79, ГОСТ 19730—74 ГОСТ 17817—78 В стандартах па продукцию То же До 60 До 60 в мешках До 120 в контей- нерах, вагонах 1 0.5 0,3 0,1 0,1 из мешка Из вагона или контейнера 0,25 (для каолина 1 кг по ГОСТ 9285 78 и ?Г.‘К,Ч 76) В трех точках каждого 25-го .мешка, но не ме- нее 10 мешков в партии В пяти точках каждого контейне- ра или цистерны Каждый сотый мешок (но не ме- нее 10 мешков) В трех точках каждого из 10 % мешков партии Не менее 15—16 (в трех точках мешка) Не менее 30 (в пяти точках кол- ! еннера) 1,5 (квартование) 1,5 (квартование) 1,5 (квартование) До 1 (квартова- ние) Не менее 6 (квар- тование до 1 кг) Химический состав: ГОСТ 19728.0—74 — 19728.18—74 Содержание влаги: ГОСТ 19728,19—74 Гранулометрический состав: ГОСТ 19728.20—74 Физико-химические пока- затели: ГОСТ 19284—79 Химический состав: ГОСТ 17818.3—72 — 17818,13—75 Содержание влаги: ГОСТ 17818.1—72 Гранулометрический состав: ГОСТ 17818.2—72 Химический состав и физи- ческие свойства: ГОСТ 19609.0—79 - 19609.22—79 Содержание влаги: ГОСТ 19609.14—79 Грапуломе грическ ни состав' ГОСТ 19286-77
11<)Л1Ч»<<11111 итипые и кнарц-iiivicjjoij ша- говые материалы (ГОСТ 7030 --75):
молотые ГОСТ 22871—77 — Не менее 0.2 л
кусковые ГОСТ 7030—75 — 10
Кварц;
концентрат мо- лотый пылевид- ный (ГОСТ 9077—59) ГОСТ 9077—59 — 0,25
песок для сва- рочных материа- лов (ГОСТ 4422—73) ГОСТ 4422—73 До 63 0,1
пески и смеси формовочные ГОСТ 2189—78) ГОСТ 2189- 78 До 150 1
Слюда;
сырец (по ТУ) В ТУ пню на нродук- 0,5-63 1/2 ящика ни всю глубину
дробленая ГОСТ 19571 — 74 До 63 0,5
25 15 До 2 (сокраще- ние) 150 (дробление, измельчение, со- кращение в 4 ста- дии) Химический состав: ГОСТ 20543.0—75 — 20543.10—75 Содержание слюды: ГОСТ 20544—75 Содержание влаги; ГОСТ 18525—73 Гранулометрический состав: ГОСТ 18526—73, ГОСТ
7030— 75 (изменеш ie № 1)
Из каждой 5-й упаковки (в трех точках) До 0,5 (квартова- ние) Химический состав, содер- жание влаги и грануломе- трический состав: ГОСТ 9077— 59
От каждого 5-го мешка (не менее 10 мешков) До 0,5 кг (квар- тование) Химический состав: ГОСТ 2642.1—81 ГОСТ 4416—73 ( и 4.10) ш, 4,9
Не менее 8 на ва- гон, платформу или автомашину До 6 (сокраще- ние) Физико-технические затели: ГОСТ 2189—78 пока-
Каждый 5-й или 10-й ящик 1 % из мешков, но не менее 5(из разных точек в мешке) До 0,5 (кварто- вание) Физико-химические показа- тели: ТУ на продукцию Содержание влаги: ГОСТ 19574—74 Содержание песка: ГОСТ 19573— 74 Гранулометрический состав: ГОСТ 19572—74
320
Продолжение табл. VI 1.1
РуДа, продукт обогащения (стандарт на техни- ческие требования) Стандарт на отбор и подготовку проб Нормативные параметры опробования Контролируемый параметр, стандарт на методы контроля и испытаний
Масса партии, т Масса точечной пробы, кг Число точечных, проб Минимальная масса пробы, кг (схема подготовки)
молотая (ГОСТ 13319-80, 14327—69, ТУ па продукцию) ГОСТ 22370—77 До 3; 3—20; бо- лее 20 Нс менее 1 л 2 Определяется по fe формуле 2^J "Г’, i где mi — масса навески на ана- лиз; k — количе- ство испытан ип (квартование) Содержание влаги: ГОСТ 19574—74 Г ранулометрический состав ГОСТ 19572—74
Вермикулитовые руды и концентра- ты:
руда (ТУ21—25 -75-71) В ТУ на продук- цию 65 Объединенная проба 20 10 До 5 (сокраще- ние) Физико-химические пока затели:
концентрат (ТУ 21—25—73-77) То же 200 Объединенная проба 16 На влагу до 0,2; на гранулометри- ’ ческий состав 1; на содержание вермикулита — классы после си- тового анализа ТУ 21—25—152—75
Сера техническая из самородных сер- ных руд (ГОСТ 127—76): ГОСТ 127—70
комовая До 1000 0,4 Из вагонов 14 (для четырехосных) (Измельчение до 10 мм и кварто- вание до 0,5 кг) Химический и гранулеме трический состав: ГОСТ 127-76
молотая Не более вагона 0,05 Из каждого меш- ка щупом на 4/5 глубины До 0,5 (квартова- ние)
РуТа
Веда
Грохаче,-чи»
Крупное
вроолениё
\Ъ75
О7£
Р 8 а г е н т ы
!® If 1^
18 19
^Деление
"еренешивиние
\П28 29
ЭО0,
II измельчение
<мз£м_
11 классификация
WtfHVaUU
®»7______________
~Грохойние 12 Mfr is
Г О ©в©
Флотация И минерала
ЧСрн.оВо'--------------------
кон цен-
ХЗосты
Мосты
Нрампродукт
84 56
®0
операции
Квнцек-
щдада/
операции
Мосты
Среднее
Правление
Грохочение
С>6
Q8
84
е
| Гро'
Мелкое /А.©-^
8ровление\3
1 измельчение
I классификация
Г
Концен-
трат 77
25 26
«О
^трол^^ассифи: ggggg
Флатацая I минерала 4e3floSoLl
ХдсстьЛ *------
Перечистные
5С
О/
©я
ЭШ
©/V
©г
ег/
56 57
Сгущение
Кокцен- [
трат ll\<t58
Филь тр о В ан и о
U d 64 |©55
Сушка
Фи лот- ।
рагп @6?©/?
Слив
9558069
©7/
Сгущение
Слив\р1 бГ МнцаА ЛВ,
0 0 moarnly
f Фильтра Sa ние
Сушка
072
<Л68
I Фильтрат
Ф7Д G74
Товарный Пар,
концентрат !Г газы
Отбальные Пар,
хвосты газы
Товарный
концентрат!
Рис. VJI.1. Схема опробования и контроля на
флотационной обогатительной фабрике:
I — ситовый н седиментационный анализы (Xs 1 —
12, 17, }9, 2Г 24, 26, 28, 3J, 33); !1 — химиче-
ский анализ (№ /3, 34, 37—39. 41, 43, 45, 48 —
50, 52, 54, 56, 60, 62, 66. 69, 73, 75, 77—80);
III — плотность пульпы (№ 16, 20, 23, 27, 32,
58, 63, 64, 68); IV — влажность продуктов
(№ 74, 18, 25, 30, 65, 67, 70, 74); V — макро-
и мнкроминералогнческнй анализ (№ 15, 22,
29, 36, 40, 42, 44, 47, 51, 53, 55, 57); V/ — кон-
центрация реагентов, твердого в сливе сгустите-
лей, пыли в газах и др. (Хе 35, 46, 59. 61, 71,
72, 76, 87—84)
11 Заказ 34
321
таллургии для контроля химического состава
продуктов обогатительных фабрик регламен-
тировано применение рентгеноспсктральных
методов анализа (РСА), если методики разра-
ботаны в соответствии с ОСТ 48-165—80 и их
методологические характеристики подверга-
ются текущему контролю по ОСТ 48-174—80.
Для учета массы поступающей на фабрику
руды и отгружаемых концентратов стандар-
тизированы нормы точности взвешивания на
вагонных весах: для руд (и концентратов)
цветных металлов действует ГОСТ 12166—66;
для железных руд — ГОСТ 12409—66.
Погрешность взвешивания не должна пре-
вышать: для руд ± 1 % в целом для состава,
для концентратов ±0,5 % массы (с расцеп-
кой каждого вагона).
Система опробования и контроля качества
продукции на обогатительной фабрике зави-
сит от характера руды, технологической
схемы обогащения, производительности пред-
приятия, уровня механизации и автоматиза-
ции опробования и контроля, уровня орга-
низации аналитической службы предприя-
тия, требований к качеству продукции.
Принятая система опробования и контроля
утверждается комплексом нормативных (на
уровне стандартов предприятия) документов:
схемой опробования и контроля (рис. VI 1.1);
картой опробования и контроля (перечень
опробуемых продуктов с указанием контро-
лируемых характеристик, параметров опро-
бования и контроля), инструкцией по опробо-
ванию и контролю продуктов обогащения
(регламентация порядка и методов опробо-
вания и контроля), методиками опробования
отдельных продуктов и контроля отдельных
характеристик продуктов и др.
Под достоверностью кон-
троля качества продукции
понимается доверительная вероятность, с ка-
кой принятая система методов и средств опро-
бования и анализа обеспечивает получение
значения контролируемой характеристики,
отличающегося от среднего значения в опро-
буемом потоке (объеме материала) на вели-
чину не более заданной суммарной погреш-
ности опробования и анализа.
Контроль качества продукции и показате-
лей работы фабрик закреплен за отделами
технического контроля (ОТК), которые в со-
ответствии с типовыми положениями осущест-
вляют контроль за качеством выпускаемой
фабрикой товарной продукции и соответст-
вием ее стандартам и техническим условиям
(ТУ), соблюдением установленной техноло-
гии производства, качеством поступающих
на фабрику сырья, реагентов и других- ма-
териалов, правильностью количественного
учета поступающего рудного сырья и отгру-
жаемых концентратов и учета извлекаемых
полезных компонентов.
При использовании на фабриках автомати-
зированных систем контроля и регулирова-
ния технологических процессов часть функ-
циональных задач по контролю за качеством
технологической продукции, сырья и материа-
лов и соблюдением технологии производства
обеспечивается средствами АСУ ТП.
322
§ 2. Закономерности и параметры
опробования
Сложность и многообразие переменных фак-
торов, взаимодействующих при опробовании
на обогатительных фабриках, не позволили
до настоящего времени разработать теорию
опробования, с помощью которой можно
было бы устанавливать взаимосвязь параме-
тров опробования с ожидаемыми результа-
тами (погрешностью и достоверностью) для
различных типов руд и продуктов их обога-
щения.
Определяющими параметрами опробова-
ния являются число и масса точечных проб,
накапливая которые получают объединенную
пробу, а также минимальная масса пробы,
до которой может быть сокращена объеди-
ненная проба на любой стадии ее обработки,
учитывая крупность и однородность мате-
риала, при сохранении представительности
по контролируемой характеристике. Пара-
метры опробования зависят от контролируе-
мой характеристики продукта.
В практике опробования, особенно техно-
логического (как балансового, так и опера-
тивного), получила распространение мате-
матико-статистическая формула для расчета
числа точечных проб, исходящая из предполо-
жения о соответствии плотности распределе-
ния вероятностей содержания полезного
компонента в опробуемом продукте нормаль-
ному распределению.
Формула для расчета числа /V точечных
проб может быть представлена двумя выра-
жениями:
А = /2о2/А3, (VII.1, ц>
А=Л’У2/Д2, (VI 1.1.of
где I — квантиль нормального распределе-
ния при заданной доверительной вероятности
Р (i ~ 2 при Р 95 %); о — среднее квад-
ратическое отклонение содержания полез-
ного компонента в опробуемом продукте, %;
V — коэффициент вариации содержания
полезного компонента, %; А — абсолютная
погрешность отбора проб, %; Аг— относи-
тельная погрешность отбора проб, %.
Для железных и марганцевых руд и кон-
центратов, в которых абсолютные значения
содержаний основных компонентов для рус
различных месторождений изменяются в срав-
нительно узких пределах, чаще применяют
формулу (VII.1, а), оценивая однородность
продуктов (вариации качества) по среднему
квадратическому отклонению (табл. VI 1.2).
Для руд и концентратов цветных металлов
с широким диапазоном содержаний металлов
чаще применяют формулу (VII.1, б), оцени-
вая однородность продуктов по коэффици-
енту вариации содержания металла (см
табл. VII.2).
Аналогично используют расчетные фор-
мулы (Vll.1, а и б) при отборе проб для кон-
троля других характеристик продуктов,
учитывая соответствующие контролируемой
характеристике величины о (или V) и А
(или Дг).
Таблица VII.2
Классификация руд и концентратов по категориям однородности
(вариации качества)
Цвети ые металл ы Железные Марганцевые
Категория (ГОСТ 14180 — 80) (ГОСТ 15054-80) (ГОСТ 16598—80)
1'. % ст, % а, %
Весьма однородные <13
Однородные 13—20 <1.5 <1,0
Среднеоднородные 20—33 1,5—2,0 1,0—2,0
Неоднородные >33 >2,0 >2,0
Перед расчетом числа точечных проб уста-
навливают категорию однородности опробуе-
мого материала, для чего эксперименталь-
ным путем определяют значения о или V.
Для этого составляют случайную выбор ку
точечных проб, в каждой из которых опреде-
ляют содержание металла. Для товарных
партий объем выборки точечных проб регла-
ментируется стандартами. Например, со-
гласно ГОСТ 14180—80, для руд и концен-
тратов цветных металлов объем выборки
составляет 50 проб.
Точк 1 отбора точечных проб для проведе-
ния исследования распределяют по всей
массе партии в соответствии с требованиями
стандарта. Для технологических потоков руды
или продуктов обогащения рекомендуется
отбирать в выборку не менее 100 точечных
проб {38]. При этом пробы отбирают в тече-
ние одного или более месяцев работы фабрики
через случайно назначенные интервалы вре-
мени. Для ориентировочной оценки однород-
ности технологических продуктов на фабрике
можно использовать результаты анализов
сменных проб при сохранении требуемого
объема выборки. Однако в этом случае, как
показывает опыт, расчетные значения о и V
следует увеличить на 15—25 % [38]. На
основании полученных результатов анализа
точечных проб рассчитывают а и У по фор-
мулам:
у = Ю0сг/х, (VII.3)
где Х[ — содержание металла в r’-й точечной
пробе; х — среднее содержание металла
в опробуемом продукте; п — объем выборки
точечных проб.
При товарном опробовании большинства
типов руд и концентратов принимают мини-
мально допустимое число точечных проб,
регламентируемое действующими стандар-
тами (см. табл. VII.1) в зависимости от массы
партии и их однородности. Для товарных
партий руд и концентратов цветных металлов
число точечных проб рассчитывают (по
ГОСТ 14180—80) по формуле
V = 0,075V l/'M, (VII.4)
где М — масса партии, т.
11*
При опробовании товарных партий руд и
концентратов черных металлов по
ГОСТ 15054—80 и ГОСТ 16598—80 число
точечных проб рассчитывают по формуле
(VII. 1) или для партий соответствующих
масс принимают по таблицам согласно уста-
новленной вариации качества.
При опробовании товарных партий других
типов руд и их концентратов, масса которых,
как правило, невелика, число точечных проб
устанавливают по соответствующим стандар-
там на продукцию (см. табл. VII.I) в виде
регламентируемого числа точек отбора в опре-
деленном объеме (в процентах) отгрузочных
емкостей (мешков, ящиков и т. п.). Иа дру-
гих характеристик руд и продуктов обога-
щения действующие стандарты регламенти-
руют только отбор проб для определения
гранулометрического состава железных руд
(ГОСТ 17495—80).
Согласно стандартам, расчетное число то-
чечных проб при опробовании неподвижных
материалов распределяют равномерно по
всему объему партии- Число точечных проб,
отбираемых из одной транспортной емкости
при опробовании партии, состоящей из не-
скольких емкостей примерно одинаковой
массы, определяют делением общего числа
точечных проб для партии на число отгрузоч-
ных емкостей.
При различной грузоподъемности транс-
портных емкостей, входящих в партию,
число /г/ разовых проб в отдельной емкости
определяют пропорционально ее грузоподъем-
ности относительно общей массы Л1 пар-
тии по формуле
и.} = (VII.5)
где V — общее число точечных проб на пар-
тию.
Число отсечек (точечных проб), отбираемых
от движущегося потока материала партии
в процессе ее погрузки или разгрузки, рас-
пределяют равномерно во времени с интер-
валами Ti между отсечками:
Ti = GQMiQN, (VII.6)
где М — масса опробуемой партии руды или
концентрата, т; Q — расход опробуемого
потока, т/ч; V — число точечных проб для
партии.
323
При любом виде опробования точечные
пробы должны быть отобраны таким образом,
чтобы в общую пробу попала определенная
доля продукта, пропорционально отражаю-
щая все его изменения по составу и массе.
Масса точечной пробы должна быть доста-
точной для того, чтобы обеспечить равнове-
роятность попадания в нее кусков и частиц
любого размера, в том числе и максималь-
ного. За максимальный принимается
размер кусков, содержание которых в опро-
буемом материале составляет не менее 5 %
(или размер отверстия сита, на котором
остается около 5 % опробуемого материала
по массе).
Действующие стандарты устанавливают
минимальную массу точечных проб в зависи-
мости от характера опробуемого материала и
его крупности с учетом снижения трудоем-
кости ручного опробования неподвижных ма-
териалов (см. табл. VII.1). При этом все то-
чечные пробы товарной партии должны иметь
примерно одинаковую массу, т. е. расхожде-
ние по массе отдельных точечных проб долж-
но быть не более 20 %. Ручной отбор точеч-
ных проб одинаковой массы обеспечивается
с помощью пробоотбнрающих совков, раз-
меры которых стандартизированы.
При опробовании движущихся продуктов
надежную представительную точечную пробу
можно получить отсеканием с помощью про-
боотбирающего устройства части потока по
всему его сеченню. При этом необходимо со-
блюдать следующие требования (регламен-
тируются стандартами для механических
пробоотбнрателей):
пробоотбирающее устройство должно пере-
секать поток материала с постоянной ско-
ростью и охватывать за одно перемещение все
сечение потока;
скорость пересечения потока материала
должна исключать отбрасывание отдельных
кусков за пределы емкости пробоотбираю-
щего устройства (т. е. должна быть не более
1 м/с).
вместимость пробоотбирающего устройства
должна быть на 20—25 % больше макси-
мального объема точечной пробы;
ширина щели между отсекающими краями
устройства должна быть не менее трехкрат-
ного размера максимального куска опробуе-
мого материала, а кромки щели параллель-
ными при прямолинейном движении пробоот-
бирающего устройства или радиальными при
круговом движении (для пульпы >6 мм).
Массу тп (кг) точечной пробы, отбираемой
механическим пробоотбирателем при прямо-
линейном движении пробоотбирающего уст-
ройства пересечением движущегося потока
материала, рассчитывают по формуле
mn = Q&/3600y, (VI 1.7)
где Q — расход опробуемого потока мате-
риала, т/ч; b — ширина щели пробоотсе-
кающего устройства (ковша, лотка, ножа),
мм; v — скорость движения пробоотсекаю-
щего устройства, м/с. Если необходимо знать
объем (в литрах) пробы, то расход потока Q
324
в формуле (VII.7) выражают в метрах куби-
ческих в час.
Массу mt- (кг) точечной пробы, отбираемой
от потока одним сектором секторного пробо-
отбирателя (сократителя) За одну отсечку,
рассчитывают по формуле
пгс = 1000Q₽/360-60n = 0,0463Q₽M, (VII.8)
где р — угол пробоотсекающего сектора,
градус; л — частота вращения пробоотби-
рателя, мин-1. Сектор должен пересекать
опробуемый поток на расстоянии 0,75 ра-
диуса от оси трубы.
Минимальная масса пред-
ставительной пробы для опреде-
ления химического состава опробуемого про-
дукта — один из основных параметров опро-
бования.
В табл. VH.3 представлены основные фор-
мулы для расчета массы представительной
пробы на химический состав, разработанные
различными исследователями с помощью ма-
тематического и статистического моделиро-
вания.
Формулы табл. VII.3 структурно близки
и устанавливают зависимость массы пробы
от крупности, физико-химических свойств
кусков (зерен) продукта и допустимой по-
грешности опробования и анализа. Формулы
различаются спецификой учета свойств
опробуемого материала. Расчеты по формулам
требуют знаний ряда параметров, которые мо-
гут быть определены с помощью специальных
исследований. Формулы, в которые введены
массовые доли рудных зерен, применимы для
тонкоизмельченных материалов и исполь-
зуются исследователями для расчета массы
аналитической навески (см. табл. VII.3,
пп. 2, 6, 9, 13). Остальные формулы в боль-
шей мере распространяются на кусковые
руды (в ряде зарубежных стран практическое
применение получила формула п. 7).
Из эмпирических н полуэмпирнческих
зависимостей наибольшее применение полу-
чила формула Чечотта
q = К(Р, (VII.9)
где q — масса пробы, кг; К — коэффициент,
зависящий от однородности опробуемого ма-
териала, содержания в нем полезного компо-
нента и ценности его; d. — размер максималь-
ных кусков опробуемого материала, мм.
Формула (VII.9) определяет минимальную
массу представительной пробы, до которой
может быть сокращена после тщательного
усреднения объединенная проба пря опреде-
ленном максимальном размере зерен (или
после доизмельчения до этого размера перед
сокращением). На этой формуле основаны
схемы пр обо подготовки в действующих стан-
дартах на руды и концентраты цветных и
черных металлов.
Коэффициент К зависит от однородности
(вариации качества) руды (табл. VII.4) и тем
выше, чем ценнее контролируемый металл
и неоднороднее опробуемый продукт.
Для ряда полезных ископаемых и продук-
тов кх обогащения минимальная масса пред-
ставительных проб регламентируется соот-
Таблица V11.3
325
Формулы для расчета массы представительной пробы для определения химического состава
Автор, год Закон распределения Формула Специальные обозначения
1. Брунтон, 1895 2. Бауле и Бенедетти— Пихлер, 1928 3. Мика, 1928 4. Новиков, 1940 5. Таггарт, 1945 6. Висман, 1947 7. Пьер Жи, 1955 8. Ткачев, I960 9. Вильсон, 1964 10. Краснов, 1969 (Математическая модель) Биномиальный Нормальный Пуассона Биномиальный » Нормальный Г и пер геометричес кий Биномиальный » 3(q/c-i)/pda т ~ ЮЛ/. т — (Ci Q>)2 103о3р3 _ fe(Ci — раСв/р1)аР1^ 103Д2 103Рм^м 10(62р2 + 61Р2)2 &!&2р^р — 2 <*дгР1Р2 (С[ ~ ^2)2^l^PtP2^cp Ю3^р lOfglud? т Д2 Для благородных металлов: _ Ю/g (Сс/С — ОрЛ3 т ~ Д2 (1 — Ср/СбРб) М т = (1 -р) СД2М/10Сбрб^+ (1 -Ср/Сбрб) Ю С2) ^]^2Р1Р2^ср /71 — л Ю4/3 (См/С + 1) d* т~~ Д^ С'б - - содержание полезного компонента в наиболее богатом минерале, % Ь_ 3 р3/р1 _ * 4 Л 2fWP1— 1 dH, рм> См — для свободных зерен руд- ного минерала, соответ- ственно мм, г/см3, % о|г — относительная диспер- сия массы рудных зерен, % g — параметр размера зерна (0,3-0,8) / — параметр степени раскры- тия (0,05—0,8) и — параметр минерального состава w= (1 -С/Сб/С/Сб)р+(1-С/Сб)р2 М — масса опробуемого мате- риала, г t - - квантиль нормального распределения /1 = 1,14 — коэффициент формы зер- на «1> я2 — доля соответственно руд- ного и нерудного мине- ралов, доли ед,
Таблица VI1.4
Значения коэффициента К
Руды и концентра г ы
Категория однород- ности (см. табл. VII.L’) цветных ! металлов I (ГОСТ 14180---80) i железные ! (ГОСТ ' 15051-80) марганце- вые (ГОСТ 16Г>!)Н НИ)
Весьма однородные 0,06 -—
Однородные 0,10 0,025 0,1
Ср еднеодно родн ые 0,15 0,05 0,1
Неоднородные 0,20 0,1 ' 0.1
ветствующими стандартами (см. табл. VII. 1)
в виде предельных значений, установленных
эмпирическим путем.
Минимальная масса представительной
пробы для определения гранулометрического
состава зависит от размера кусков или частиц
опробуемого материала. При опробовании
руд наибольшее распространение получила
эмпирическая формула Локонова [38], пред-
ложенная им в результате математической
обработки практических и опытных данных
различных исследователей,
<7гР = 0,02 d3 0,5 d,
где </гр — минимальная масса прозы *для си-
тового анализа, кг; d — размер максимальных
кусков или частиц, мм.
Установленные параметры опробования
уточняют в процессе промышленной эксплуа-
тации. При этом следует постоянно контро-
лировать погрешности опробования наряду
с погрешностями анализа.
Суммарную погрешность опробования я
анализа и составляющие погрешности от-
дельных операций отбора, подготовки и ана-
лиза (для принятия мер по их снижению)
можно оценивать с помощью эксперимен-
тального метода параллельного отбора, под-
готовки и анализа проб по схеме рис, V1I.2.
Рис. VIJ.2. Схема отбора, подготовки и анализа
проб для оценки погрешностей
От каждой из партий параллельно отбирают
две объединенные пробы А и Б, каждую из
которых сокращают на две части (Aj и Ай,
Бг и 5Й). Каждую часть подготавливают для
химанализа по принятой на фабрике схеме
подготовки и выделяют из нее две аналитиче-
ские иавески для параллельных определений
(Ai и Aj и т. д.).
Каждую из двух объединенных проб со-
ставляют из точечных проб, число которых
определяют расчетом. Масса каждой из двух
частей объединенной пробы должна быть не
менее расчетной [по формуле (VII.9)].
На основании данных параллельных опре-
делений рассчитывают средние результаты х
анализов и размахи 7? результатов последо-
вательно по схеме (см. рис. VI 1.2). Для полу-
чения достоверных данных опробование по
у казанному^ метод у должно быть проведено
не менее чем на десяти партиях. Результаты
по всем опробованным партиям объединяют
и на их основании рассчитывают средние
значения размаха результатов:
(S «1 + +
+S'?fi‘+SRfi2):
«3 = 4-5^
где п — количество опробованных партий.
Применив, согласно математической ста-
тистике, размах результатов R для оценки
неизвестного среднего квадратического от-
клонения а н прикяв из математических таб-
лиц значения переходного коэффициента
d2 = 1,128 (для парных определений), можно
рассчитать оценки средних квадратических
отклонений по операциям опробования (от-
бора и подготовки) и анализа из следующих
выражений:
°ан = I' (^1/^а)21
Оподр = I/ (W2)2 - 1/2 (Ki/d2)2;
аотб =--= Р (^3/t/2)2 — 1/2 (R2/'d2)2.
При доверительной вероятности 0,95 зна-
чения погрешности по операциям составят
А = ±2а. Суммарную погрешность опробо-
вания и анализа при том же уровне вероят-
ности можно определить по формуле
Д2 = =Ь2]/"аотб + аиодг + ст?н* (VII.И)
Аналогичным образом рекомендуемый ме-
тод можно применять при оценке погрешно-
стей опробования и анализа технологических
продуктов обогащения. Для снижения выяв-
ленных погрешностей основные параметры
опробования можно изменить и исследования
по рекомендуемому методу повторить. При
обработке экспериментальных данных для
повышения точности оценки погрешностей
по операциям можно применять дисперсион-
ный анализ.
Систематические погрешности отбора (или
подготовки) проб можно контролировать
с помощью экспериментальных методов, ана-
логичных установленным международным
стандартом ИСО 3086—74 «Руды железные.
Экспериментальные методы контроля систе-
матической ошибки отбора проб». Согласно
этому стандарту, при экспериментальных ме-
тодах контроля результаты, полученные ме-
тодом (или средством), который следует про-
контролировать, сравнивают с результатами
рекомендуемого метода, расцениваемого с тех-
нической и эмпирической точек зрения как
безошибочный. При отборе проб кускового
материала с конвейера в качестве рекомен-
дуемого метода принимается отбор точечных
проб с остановкой конвейера и снятием ма-
териала по всей ширине и толщине потока
на требуемую длину. При опробовании пуль-
повых потоков рекомендуется использовать
пульповый пробоотбиратель ножевого типа,
пересекающий полностью поток иа перепаде.
Рекомендуемый (/) и контролируемый (/7)
методы применяют прн одинаковых расчет-
ных параметрах опробования. Сравнение
проводят прн выборке проб, количество ко-
торых должно быть более 20 (по крайней мере
не менее 10).
Статистическую значимость разности
результатов контролируемой характеристики,
полученных обоими методами (/ и II), оцени-
вают по t-критерию (Стьюдента), для чего
рассчитывают величину
= | d |
pi
где J = У1, di/n—среднее значение разности
z=i
di = хц — хщ, i = 1, 2, n; n — число
отдельных определений;
/п
У (di — d)2i(n— 1)
(=1
— среднее квадратическое отклонение раз-
ности.
Если расчетная величина меньше ?табл,
соответствующей числу степеней свободы
л — 1 по таблицам для t — критерия, то
разность результатов контролируемой ха-
рактеристики считают статистически незначи-
мой, и контролируемый метод можно приме-
нять взамен рекомендуемого метода отбора
или подготовки проб.
При уровне значимости 0,05 £табл ' 2,093
для п — I = 19 н ^табл = 2,262 для п — I =
= 9.
Аналогичный метод анализа эксперимен-
тальных данных можно применять для оценки
разницы результатов, полученных иа пробах
одной партии при опробовании с измененными
по сравнению с рекомендуемыми в стандартах
параметрами илн методами, сравнении схем
расположения точек отбора точечных проб»
327
сравнении проб, отобранных в местах по-
грузки н разгрузки партий, н т. п.
Проведение всесторонних исследований
по обоснованию параметров и методов опро-
бования является непременным условием обес-
печения требуемого уровня достоверности
опробования и контроля качества продукции.
§ 3. Методы и средства отбора
и подготовки проб
Методы и средства отбора и подготовки проб
выбирают для каждого опробуемого продукта
с учетом его свойств и местных условий в за-
висимости от назначения опробования. При
товарном опробовании методы устанавли-
вают в соответствии с действующими стан-
дартами (см. табл. VII. 1). Ручной отбор допу-
скается только в тех случаях, когда невоз-
можно организовать механизированный.
Материалы, находящиеся в движении в про-
цессе погрузки или разгрузки, опробуют
преимущественно поперечными сечениями по-
токов с помощью механических пробоотби-
рателей, удовлетворяющих требованиям на-
дежного взятия точечных проб5(отсечек).
Пробы от движущихся потоков сыпучих
материалов можно надежно отбирать вруч-
ную (при остановке конвейера) снятием
с ленты конвейера части потока (по всему
сечению) размером не менее трехкратного
размера максимального куска руды.
Исходные (товарные) руды, поступающие
на обогатительную фабрику, следует подвер-
гать предпочтительно «головному опробова-
нию» до начала любой из операций обогаще-
ния перед измельчением руды либо на сливе
классификатора или гидроциклона. При этом
обязательно полное пересечение опробуемого
потока на перепаде для исключения влияния
сегрегации материала. Таким же образом
следует опробовать технологические балан-
совые продукты.
При опробовании пульповых потоков боль-
шой мощности на фабриках используют
предварительное (перед отбором проб) про-
дольное сокращение в два и более раз всего
потока с помощью делителей (типа желобча-
того сократителя и др.) с последующим отбо-
ром точечной пробы путем поперечного пере-
сечения выделенной части опробуемого по-
тока.
Технологическое оперативное опробование
можно производить с помощью как механиче-
ских пробоотбирателей, отсекающих точеч-
ные пробы от пульповых продуктов путем
пересечения потока, так и статических пробо-
отбирателей с отбором продольной струи по-
тока при обязательном условии — создании
в точке отбора турбулентного движения по-
тока, обеспечивающего его перемешивание
(ОСТ 48-5—75).
Собранные в емкость точечные пробы от пар-
тии нли от потока за контролируемый интер-
вал времени составляют объединенную
пробу, подлежащую дальнейшей обработке.
По опыту работы обогатительных фабрик
объединенные пробы составляют, % массы
328
опробуемых продуктов: 0,001—0,025 для руд:
0,002—0,2 для концентратов; 0,0004 -0,006
для отвальных хвостов. От товарных партий
объединенные пробы по массе составляют
1(Г3—10~£ %.
Объединенные пробы обрабатывают по
регламентируемым в стандартах схемам.
Например, для руд и концентратов цветных
металлов используют схему, приведенную на
рис. VII.3. Выбор числа стадий подготовки
и соответственно первой стадии, с которой
начинается подготовка, зависит от размера
максимального куска в объединенной пробе.
Минимальную массу сокращенной пробы
устанавливают для руд цветных и черных ме-
таллов по формуле (VII.9) с учетом катего-
рии однородности (или вариации качества)
руды. Схема подготовки конечных лабора-
торных проб из объединенной пробы, ото-
бранной от тонкоизмельченных материалов
(в том числе от концентратов флотационной
крупности), представлена на рис. VII.3 пунк-
тиром.
Для железных и марганцевых руд и кон-
центратов схемы подготовки аналогичны схе-
мам для цветных металлов по числу стадий
и крупности дробления и(измельчения про-
межуточных проб, но предусматривают полу-
чение конечных лабораторных проб круп-
ностью —0,16 мм вместо 0,1 мм.
Для других руд и их концентратов соста-
вляют более простые схемы подготовки проб
(см. табл. VII. I).
В процессе обработки объединенных проб
выделяют конечные пробы (крупностью ме-
нее 12 мм) для определения содержания влагв
в товарных партиях. Для учета сухой массы
перерабатываемых руд на обогатительных
фабриках, как правило, пробы на влагу от-
бирают специально с конвейеров перед мель-
ницами вблизи мест взвешивания руды. При
этом обязателен отбор проб по всему сечению
потока руды. При определении содержания
влаги пробы высушивают до постоянной массы
в сушильных шкафах при 105—110°С. Взве-
шивают пробы иа лабораторных весах с по-
грешностью взвешивания 0,05%.
Дробление и измельчение объединенных
проб производят с помощью дробилок, мель-
ниц и истирателей, смонтированных вместе
с контрольными грохотами и механическими
сократителями в одной пробоподготовитель-
ной установке нли установленных индиви-
дуально. При индивидуальном использова-
нии дробильно-измельчительного оборудова-
ния применяют, как правило, ручные опеоа-
ции перемешивания и сокращения. Пробы
массой 100 кг к более перемешивают методом
кольца и копуса или перелопачиванием; про-
бы меньшей массы — перелопачиванием иля
перекатыванием на гибкой плотной и гладкой
подстилке. Ручное сокращение проб произ-
водят методом конуса с квартованием (на
кусковых и зернистых материалах) и методом
квад ратования с вычерпыванием (иа тонко-
измельченных материалах). Для сокращения
зернистых (менее 25 мм) н тонкоизмельчен-
ных материалов используют статические со-
кратнтелн желобчатого типа с продольным
Общая прооа руды
а
Б
t
Подсушка (при необходимости)
Дробление со 25мм
Перемешивание
Сокращение
а
g
а
§
Дроблени е до Инн
Перемеи^иванйё"
Сокращение
Остаток
Дробление до Ним
Грохочение
^ + Рмм | - О-мм
Перемешивание
Сокращение
~ Не менее 8кг |
Перемеииивание Остаток
: j
L,Деление на ❖ конечные
пробы на влагу в руде по 2 кг
--------------------------------
б
-------* f Остаток
Измельчение до 1,5(-1)мм
-----------г--——-— иби^ая_проба ко^щент^ата.
а
Е
Грохочение
,+1,5(1) мм \-^Д(-1)м
Перемешивание
MF~Доизмельчение до О, / мм
Е а
Сокращение
Остаток ^Ме менее 1,5кг "1
1 ЯДДДДД еш ивание Остаток
J Дел емшана. 5 конечные про-
бы на влагу в концентрате но 0,5кг
+1
Деление на конечные пробы ма химичес-
кий состав
7“П__
Грохочение
+О, 1 мм I у ’ f
Перемешивание j
(количество гдовустанавливается по
соглашению)
Рис. VII.3. Примерная схема подготовки конечных
проб. Подготовка общей пробы концентрата
проводится по схеме, показанной пунктиром
сечением потока материала, а также механи-
ческие сократители. Последние должны ра-
ботать по принципу пересечения потока и
удовлетворять тем же требованиям, которые
предъявляются к механическим пробоотби-
рателям в отношении надежного взятия проб.
Если процессы дробления и сокращения
общей пробы затруднены из-за ее липкости
(вследствие повышенной влажности руды),
объединенную пробу предварительно под-
сушивают перед началом обработки или перед
последними ее стадиями. При подсушке до
выделения проб на влагу содержание уда-
ленной влаги учитывают в общем результате
(метод описан в СТ СЭВ 900—78,
ГОСТ 13170—80).
Число подготавливаемых конечных проб
для определения химического состава уста-
навливается соответствующими стандар-
тами.
Обработка объединенных проб при техно-
логическом балансовом (или оперативном)
опробовании пульповых потоков произво-
дится по схеме, приведенной на рис, VII.4.
Для повышения экспрессности определе-
ния содержания компонентов в технологиче-
ских продуктах в целях оперативного управ-
ления процессами на многих обогатительных
фабриках цветной и черной металлургии
получили распространение системы опера-
тивного технологического опробования, в ко-
торых автоматизированы отбор, доставка и
подготовка (частично или полностью) проб
к анализу в экспресс-лабораторнях (Зыря-
329
Общая сменная проба пульпы
у
Взбалтывание и перемешивание
V
Сокращение
(до 0,2кг твердой (разы)
Сушка, при 105-110 °C
Доизмельчение до ОД мм
_______Грохочение_______
(контрольное просеивание)
-W™ V
У
Перемешивание
Деление на конечные пробы
(до 100г)
I I
В лабораторию Контрольная
на химический . проба
анализ
Щель
Рис. VII.4. Схема подготовки пульповых проб
новский свинцовый комбинат, Лениногор-
ский полиметаллический комбинат и многие
другие предприятия). В цветной металлургии
автоматическая система оперативного опро-
бования стандартизирована в ОСТ 48-5—
75 [30].
Отбор проб для определения плотности
пульпы в случае отсутствия плотномера про-
изводят, как правило, через каждый час,
пересекая поток кружкой (рис. VI 1.5).(Пробы
на минеральный состав для периодического
контроля отбирают при разделке объединен-
ных проб (массой 1—1,5 кг). Сливы сгусти-
телей отбирают механическими пробоотби-
рателями и накапливают в течение, как пра-
вило, 15 сут. После декантации и высушива-
ния пробы твердый осадок взвешивают и пере-
дают на химический анализ.
Для контроля потерь с газами и парами при
сушке концентратов следует устанавливать
пылеуловители для учета количества улов-
ленной пыли и отбора пробы на анализ.
Методы отбора и подготовки проб сточных
вод на химический анализ стандартизиро-
ваны в системе Минцветмета СССР
(ОСТ 48—125-—76). Отбор проб, согласно
ОСТУ, следует производить через каждые
20—30 мин в течение смены с применением
только автоматических пробоотбирателей
Использование ручных отборников следует
согласовывать с организациями по регулиро-
ванию использования и охране вод.
Технические средства для опробования
пока не полностью отвечают потребностям
обогатительных фабрик по номенклатуре и
объемам их промышленного производства.
330
Рис. VII,5. Пробники для пульпы
Каждое предприятие изготавливает соб-
ственными силами средства для ручного от-
бора и сокращения проб, различную техноло-
гическую оснастку, а также отдельные меха-
нические и статические пробоотбиратели по
разработкам институтов и предприятий.
Для оснащения лабораторий ОТК исполь-
зуют средства для ручного отбора проб;
пробники для пульпы (см. рис. VII.5), совки
(рис. VII.6, табл. VII,5), щупы (рис. VII.7).
пробники для опробования пульпы в сгусти-
телях (рис. VII.8): средства для сокращения
проб: совки (рис. VII.9, табл. VII.6), желоб-
чатые сократители (рис. VII. 10, табл, VII.7с
а также различную технологическую оснаст-
ку (молоток массой 0,4—0,5 кг, противни
размером 300X250X35 мм для сушки проб,
котелки для хранения проб диаметром 105 мм
и высотой 185 мм, в том)числе с притертой
крышкой, клеенка размером 800x800 мм,
шпатели, лопаточки).
Рис. VIZ. 6. Совок для отбора проб
Таблица VII.5
Размеры совка для отбора точечных проб
Размеры макси- Масса точеч- Размер совка, мм
мального ной
куска, мм, не более пробы, кг а 6 с е
50 2 150 75 120 130 50
10 1 100 60 80 80 30
1 0,1 50 30 40 40 20
Рис. VZI.7. Щуп для отбора проб:
1 — труба; 2 — шарнир; 3 ~ ручка
Рис. VII.8. Пробник для опробования пульпы
в сгустителях:
1 — сосуд; 2 — пробка; 3 — крышка; 4 — шар
нир; 5 — стержень; 6 — тяга; 7 — пружина
Таблица VII.6
Размеры совка для сокращения проб
Размер макси - мального куска, мм, не более Размер совка, мм
а ь с | d
10 60 35 60 50
5 50 30 50 40
I 30 15 30 j 25
331
Таблица VH.7
Типоразмеры желобчатого сократителя
Механические пробоотбиратели разли-
чаются по назначению: для кусковой руды,
пульпы и мелких сыпучих материалов. На
практике используют различные пробоотби-
ратели для кусковых и сыпучих материалов
и пульпы, изготовленные серийно или как
нестандартное оборудование по чертежам
Механобра или по разработкам предприятий.
По конструкции и характеру движения пробо-
отбирающего устройства различают ковшо-
вые, лотковые, скреперные, шиберные, сек-
торные, вращающиеся, ножевые, с прямоли-
нейным движением и другие пробоотбиратели.
Пробоотбнратели имеют электрический или
пневматический привод.
Серийно производят в основном пробоот-
биратели для пульповых потоков с прямоли-
нейным движением щелевидного ножа и с ис-
пользованием приводных механизмов: вин-
тового (АП-1) и цепных различных конструк-
ций (табл. VI 1.8). Пробоотбиратели пред-
назначены для опробования пульповых пото-
ков с максимальной крупностью опробуе-
мого материала до 1 мм при определенных
предельных значениях объемной производи-
тельности. Устанавливают их па перепаде
потоков.
Наибольшее распространение получил на
обогатительных фабриках пробоотбиратель
АП-1 (рис. VII.11).
В последние годы на базе разработанного
Механобром цепного пробоотбиратели 66-ОП
(рис. VII.12) созданы пробоотбиратели
ОДП-0,5, ОДП-1,5, ОДП-5,0 и ПОР-1.
Пробоотбиратели типа ОДП выпускают трех
типоразмеров для потоков различной произ-
водительности совместно с комплексом уст-
ройств, обеспечивающих накопление в течение
контролируемого периода (15—60 мин), дос-
тавку, прием и сокращение пульповых проб.
Принципиальная схема комплекса при-
ведена иа рис. VII, 13. Доставка проб со
скоростью около 5 м/с осуществляется с по-
мощью сжатого воздуха (рабочее давление
0,4—0,8 МПа). Основные параметры пневмо-
транспорта пульповых проб выбирают по
табл. VI 1.9, Тщательность монтажа трубо-
проводов (гладкие стыки, отсутствие местных
понижений, радиус закруглений не менее
10 диаметров трубопровода) — непременное
условие надежности доставки проб.
Комплексы средств отбора, накопления и
отправки, приема и сокращения пульповых
проб полностью отвечают требованиям
ОСТ 48-5—75 и могут использоваться одно-
временно для оперативного и балансового
опробования (пробоотбиратель отвечает тре-
бованиям ГОСТ 14180—80).
Аналогичное по технологическому назна-
чению комплексы выпускает Уральский
филиал В НИКИ ЦМА для оснащения авто-
матизированных систем аналитического кон-
троля (АСАК) на обогатительных фабриках
цветной металлургии (см. табл. VI 1.8).
Для оперативного технологического опро-
бования пульп иа ряде обогатительных фаб-
рик применяют в составе автоматизированных
систем пробоотбиратели статического типа,
не требующие перепадов потоков.
332
Рис. VII.10. Желобчатый сократитель
Рис. VI[,11.Автоматический винтовой пробоотбнратель АП-1:
/ _ нож; 2 кареткг!; — га.йка; 4 -- винт; 5 — ролик; о - направляющая; 7 труба; S —
ограничитель; 9 —кажимная ггйка; J6 выключатель; 11 — муфта. ?2 — ->;-.ситр с-двигатель
Таблица VII,8
Технические характеристики пробоотбирателей
Пробоотбиратель Макси- мальная произ- водитель- ность по- тока, м3/ч (т/ч) Ход ножа (ширин а желоба), мм Длина ножа (высота потока), мм Ширина щели, мм Скорость движения ножа, м/с Число отсечек в 1 ч
Пульповый
АП-1 (состав: пробоотбира- 300 650 260 2—12 0,45 1 — 12
тель, пускатель с реле вре- (450) (150)
мени)
ОДП-0,5 (состав: пробоотби-_ ратель, накопитель объемом” 160 400 (300) 250 (J50) 5—40 1,0 11—7200
6, 12, 18 или 24 л, воздухо- отделитель, сократитель, 750 1200 (1000) 250 (150) 5-40 1,0 11—2, ,0
шкаф управления) i
ОДП-1,5 (состав тот же) 1500 1500 (1300) 400 (300) 3—20 1,0 11—2250
ОДП-5,0 (состав тот же) 5000 2500 (2300) 700 (550) 3—10 1,0 1 — 1390
ПОР-1 (состав: пробоотбира- тель, блоки отправки объе- мом 6 л и подготовки проб, аппаратура управления) 480 800 (600) 250 (150) 2— 35 0,5; 0,3; 0,2 10—1800
66-ОП-Б 480 800 (600) 250 (150) 2—70 1 10—3600
47-ОП 1300 1200 (1000) 400 (250) 2—8 0,305; 0,45 Устанав- ливается на КЭП
46-ОП 900 900 (700) 400 (250) 2—8 0,32; 0,49 То же
42-ОП (сократитель сектор- 200 Радиус сектора 250 мм 30 мин-1 1800
ный, угол сектора 3°, число
секторов I) Сухая Ороб
1-ТИП-ОП (лотковый с тро- сом) (500) круп- ность 60—70 мм 1050— 1850 — 120—180 0,33 Устанав- ливается . на КЭП
2-ТИП-ОП (лотковый усилен- ный) (1200) круп- ность 100 мм 1050— 2050 — 120—180 0,33 То же
34-ОП (секторный, угол сек- тора 18 , число секторов 1) (5) Круп- ность 15 мм Радиус сектора 250 мм 30 мин4 1800
35-ОП (секторный, угол сек- тора 36°, число секторов 1) (5) круп- ность 30 мм Радиус сектора 250 мм 40 мин*1 2400
Примечания:!, АП -! можно примем ять дли потоков сыпучих мелких материалов (до 50 т, ч)
2. ОДП 1ЮР-1 и 66-ОП-Б могут работать в челноковом режиме.
3. Для АП-1 в числителе указаны габаритные размеры пробоотбирателя, в знаменателе — :г„-
334
Мощ- ность электро- ' двига- теля, । к₽т Габаритные размеры, мм Масса, кг Разработчик Изготовитель
Длина Ширина | В ы с от а
поток.
0,27 1303 470 185 185 618 608 74 32 Мсханобр Теплогорский завод гидрооборудования
0,6 1490 690 800 370 435 СК О Гипромаш- обогащение (сов- местно с Механо- бром) Новочеркасский ма- шиностроительный завод им. А. А. Ни- кольского
0,6 2350 690 800 450 То же То же
1,1 3350 690 800 540 То же (по спецзака- зу)
0,55 1230 330 272 80 (пробоот- бирателя) Уральский фили- ал ВНИКИ Цвет- метавтоматика Уральский филиал НПО ВНИКИ ЦМА
0,6 1215 520 390 120 Мсханобр Первомайский опыт- но-механический за- вод
0,6 1778 750 558 216 11естандартное обо- рудование
0,55 1415 535 528 185 То же
0,6 855 645 952 145
леная. ру да
1,7 1800— 2600 1500 1000 — Мсханобр Магнитогорский за- вод по ремонту гор- ного и металлургиче- ского оборудования
1,7 1825— 2825 1750 1100 — То же
0,6 865 645 952 140 Неста н да р т н ое о бо- рудозанне
0,6 750 780 800 105 » То же
с использованием ложа типа III с шириной щели 50 мм.
скателя.
335
Рис. VII.12. Цепной пробоотбиратель типа 66-ОП:
1 — нож; 2 — каретка; 3 — направляющая; 4 —
кронштейн; 5 — экран; 6 — бесконтактный путе-
вой переключатель; 7 — электродвигатель; 3 —
рама; 9 — редуктор; 10 -- цепь; 11 — палец
На Тырныаузском ГМК. эксплуатируются
разработанные совместно с Механобром ва-
куумные (ОПВ) и пробковые (ОПП) пробоот-
биратели.
ОПВ (рис. VII. 14) работает по принципу
периодического отбора точечных проб (из
самотечных потоков, баков, флотационных
машин). С помощью отборной трубки 1 пульпа
в результате создаваемого в системе раз-
режения всасывается в корпус отборника 2
через заданные интервалы времени, точечные
пробы самотеком поступают в накопитель.
ОПП (рис. VII.15) предназначен для отбора
оперативных проб от напорных потоков.
Через периодически открываемое отверстие
в днище трубопровода осуществляется само-
течный отбор пробы в накопитель.
На ряде обогатительных фабрик (комбинат
«Псченганикель») в последнее время приме-
няют статические пробоотбиратели-дозаторы
типа ПДП (рис. VI 1.16), разработанные в Ме-
ханобре и предназначенные для отбора проб
из технологических трубопроводов и желобов
диаметром 250—800 мм. ПДП состоит из
трубки 1 (диаметром 32 мм) с отборной щелью
2, пересекающей по высоте технологический
поток, и клапана в виде резиновой трубки 3
(давление сжатого воздуха внутри нее
0,3 МПа), перекрывающей щель. При отборе
проб трубка отключается от магистрали сжа-
того воздуха, щель открывается и проба
пульпы поступает в приемную воронку 4.
Статические пробоотбиратели для пульпо-
вых потоков разрабатываются рядом органи-
заций (Уральский филиал ВНИК.И ЦМА,
Рис, VII.13. Принципиальная схема комплекса
средств ОДП (отбора, доставки и подготовки
проб):
1 — пробоотбиратель; 2 — нож; 3 — гибкий
шланг; 4 — накопитель; 5 — трубопровод; 6 —
воздухоотделитель; 7 — сократнтель
8'оз дух от
компрессора
Веда из —*
водопровода.
Избыточный
передав
Пульпа [под
давлением ежа-
тога Воздуха)
[самотеком
Воздух (Вь/тджнад
Вентилрцид)
/ Пульпа
[самотеком)
В ст ат од
Таблица VI 1.9
Основные параметры пневмотранспорта
пульповых проб
Длина трассы, м Диаметр трубопровода, мм (дюймы) Объем накопи - теля, л Условия транспор- тирова- ния *
0-150 15 (1/2") 6 1
12 2
150—200 15 (1/2") 12 1
200—300 15 (1/2") 18 2
300—350 15 (1/2") 18 1; 2
350—500 20 (3/4") 24 I
* I — простая трасса; 2 — сложная
трасса *
336
Рис. VII.14. Пробоотбиратель пульповый ваку-
умный дли оперативных проб ОПВ
Иркутский филиал Киевского института ав-
томатики) и внедряются в составе техниче-
ских средств АСАК. и АСУ ТП на обогатитель-
ных фабриках цветной и черной металлургии.
Для отбора с ленты конвейера проб
концентратов после их фильтрования (кеков)
Механобром разработан, внедрен на отгрузке
концентратов и рекомендован для промыш-
ленного производства пробоотбиратель кека
72-ОП-А (рис. VII.17).
Пробоотбиратель 72-ОП-А состоит из ра-
бочего колеса 7, укрепленного на рычаге 3
и приводимого во вращение благодаря движе-
нию конвейера. По периметру рабочего ко-
леса расположено пробоотборное отверстие 8,
к внутренней поверхности колеса прикреп-
лена одна (или более) радиальная перего-
родка 9, а накопитель о пробы установлен
внутри колеса. Рычаг 3 шарнирно опирается
через кронштейн 2 на реборду 1 конвейера.
Пробоотбиратель снабжен подъемным уст-
ройством 4 (для осуществления профилакти-
ческих работ и опорожнения накопителя) и
съемником 5 (для очистки рабочего колеса от
налипшего концентрата).
На отдельных предприятиях внедряются
разработанные н изготавливаемые ПО
Рис. VII. 15. Пробоотбиратель пульповый проб-
ковый для оперативных проб ОПП;
1 — исполнительный механизм (МЧМ-250); 2 —
трубопровод; 3 — заглушка (пробка)
337
Рис. VII. 16. Пробоотбиратель-дозатор пульпо-
вый ПДП
«Уралэнергоцветмет)' системы транспортиро-
вания пневмопочтой контейнеров с пробами
по трубам диаметром 60—200 мм. Протяжен-
ность трассы может достигать 4 км, масса
пробы 2—10 кг, скорость транспортировки
около 15 м/с, пропускная способность до
200 контейнеров в 1 ч.
Подготовку проб на химический состав из
объединенных проб, отобранных от руд вруч-
ную (при товарном опробовании партий руд),
производят в проборазделочпой лаборатории
Рис. VII.И. Пробоотбиратель кека
Рис. VII.18. Механический сократитсль МСП
для сухих проб:
1 — воронка; 2 — шнек; 3—делитель; 4 — про-
боприемник
по схеме, приведенной на рис. VI1.4 с по-
мощью дробилок, истирателей при ручных опе-
рациях перемешивания, сокращения и пере-
грузки из аппарата в аппарат. Дробилки и
истиратели выбирают по табл. VI.11. Пробы
товарных концентратов разделывают по обо-
значенной пунктиром схеме (см. рис. VI 1.3)
с помощью ручных операций перемешивания
и сокращения, доизмельчения на доистира-
телях типа 75 Т-Др-М (см. табл. VI. 11)
и контрольного грохочения на сите с разме-
ром отверстий 0,1 (или 0,071) мм.
Применение механического сократителя
проб типа МСП (рис. VI 1.18) исключает не-
обходимость предварительного перемешива-
ния пробы.
При головном опробовании дробленых руд
на обогатительных фабриках компонуются
пробоподготовительно-сократительные уста-
новки с механическими пробоотбирателями и
последовательно смонтированными дробил-
ками, мельницами и механическими сократи-
телями.
На рис. VII.19 приведена схема пробопод-
готовительно-сократительных установок.
эксплуатируемых на обогатительной фабрике
338
Рис. VJI.13. Схема пробоподготовительно-сокра-
тительных установок головного опробования:
1 — конвейеры с дробленой рудой; 2 — двухков-
шоаые пробоотбиратели; 3 и 4 — ковши для от-
бора проб соответственно на гранулометрический
и химический состав; 5 и 6 — бункера для проб
соответственно на гранулометрический состав и
точечных: 7 — дробилка валковая; 5 — бункер
дробленой пробы; 3 — секторный сократитель
для выделения пробы иа влажность; /0 — лен-
точный питатель; 11 —мельница шаровая; /2 --
пульповый секторный сократитель; 13 — сдвоен-
ный восьмиструйный делитель
Норильского горно-металлургического ком-
бината.
В комплект установки входят: цепной
двухковшовый пробоотбиратель с диаметром
цепных колес 500 мм, валковая дробилка
550Х 150 мм производительностью 2—3 т/ч,
сократитель секторный для отбора проб на
влагу с сектором радиусом 250 мм и углом
15° (степень сокращения 1 : 24), ленточный
питатель длиной 2,5 м и шириной 300 мм,
шаровые мельницы 740Х 1460 мм или 2100Х
1300 мм, сдвоенный восьмиструйный дели-
тель для пульпы (общая мощность электродви-
гателей около 40 кВт-ч).
При проектировании установок головного
опробования рекомендуется использовать ко-
нусные инерционные дробилки КИД-300,
позволяющие дробить руду в одну стадию до
2 мм, упростить компоновочные решения и
уменьшить строительные объемы.
Подготовку пульповых проб в проборазде-
лочной ОТК. начинают обычно с операций со-
кращения и обезвоживания. Для сокращения
используют радиальные желобчатые сократи-
Рис. VI 1.20. Механический сократитель пульпьп
1 — смеситель; 2 — воронка; 3 — успокоитель;
4 — вал; 5 — мешалка; 6 — диафрагма; 7 — тру-
ба; 8 — насадка; 9 — делитель; 10 — патрубок;.
11 — рама; 12 — электродвигатель
тели типа 288-Рм (см. рис. VI. 18) или меха-
нические сократители (рис. VII .20) со смеси-
телем и вращающейся разгрузочной трубкой,
распределяющей пробу по секторам делителя.
Применение механических сократителей пред-
почтительнее. При автоматическом отборе и
доставке пульповых проб операция сокраще-
ния обеспечивается комплексом средств, вхо-
дящих в состав линии.
Для фильтрования проб используют лабо-
раторные вакуум-фильтры различных кон-
струкций и фильтры, работающие под давле-
нием. Единичные пробы чаще всего фильтруют
на воронках Бюхнера, подключенных к ва-
куум-ресиверу. На ряде предприятий для
проб труднофильтруемых продуктов уста-
новлены фильтровальные лабораторные уста-
новки типа 39ФТ-Б Новосибирского завода
«Труд» с двумя фильтровальными стаканами
диаметром 150 мм и высотой 120 мм, вмести-
мостью по 2 л каждый.
При подготовке большого количества пуль-
повых проб на предприятиях создаются филь-
тровальные установки — столы, состоящие из
нескольких фильтровальных стаканов с во-
ронками типа Бюхнера и общего вакуум-ре-
сивера и вакуум-насоса. Для этих целей в ка-
честве нестандартного оборудования могут
быть изготовлены фильтровальные устройства
типа 325-УС (рис. VII.21) по чертежам Меха-
нобра со следующими техническими данными:
количество фильтровальных стаканов 14 шт.,
объем стакана 2,5 л, габаритные размеры
1600Х600Х 1105 мм. Устройство 325-УС под-
ключают к вакуумной системе предприятия
либо к автономному вакуум-насосу ВН-461.
Его можно использовать совместное автома-
339
Рис. VII.21. Устройство для обезвоживания проб:
1 — стакан; 2 — столениица; 3 — коллектор;
4 — каркас; 5 — подпружиненное дно бака; 6 —
бак для фильтрата; 7 — компрессор
тическими средствами отбора, доставки и под-
готовки проб (типа ОДП и т. и.) как для на-
копления и обезвоживания сменных проб, так
и для фильтрования экспрессных проб (при
использовании порошковых спектрометров).
Рис. VII.22. Схема товарного опробования на
флотационной обогатительной фабрике (рудный
слив — слив классификаторов или гидроцикло-
нов, который опробуется при отсутствии установки
головного опробования)
Влажные пробы (после фильтрования) вы'
сушивают на металлических противнях или
в фарфоровых чашках в электрических су-
шильных шкафах с принудительной вентиля-
цией.
Механобром разработана и внедрена к а
ТГМК фильтровально-сушильная установка
ФСУ-140.3Л для фильтрования и сушки опе-
ративных пульповых проб, доставляемых
автоматически в экспресс-лабораторию. Одно-
временно принимаются пять проб, объем
проб 700—1200 см3, время фильтрования в
сушки не более 20 мин, габаритные размеры,
установки 2100X1850X500 мм.
В целом механизация и автоматизация
повышают достоверность опробования и су-
И сходная руда.
Дродленая руда
----О дрвдоотдиратель руде/
Сократитель
Проба
на влагу
Рудный слив
v
Ода
^Установка головной
! го опробования j
продление, измвльче\
i кие, сокращение ।
J-------1-------1
у Пневмопочта
или
ОДП 1
НТК
Накопление сменной
Экспресс-лаборатория
пмгот„вт и анализ
формирование продува- оперативных проб
л овна и марки опека г
Продана химический состав
Пнев-
мопоч-
та
опада ни влаги______ Т
£ Прова на тимический состав
Комната ртк Уля раз-
делки пред товарнь/т
концентратов
Сушка, перемешивание,
сокращение, формирова-
ние дагоннь/х проа,упа-
ковка и маскировка
Плова к g влагу
т
ф Продайтдаритель
м концентрата
Товарные
нон центраты
* Накопление с менной
продь/ на
вакуум-ачильтуе
ОйяЗ/7
Г“
j Отвальные
| хвосты
340
3000
ю и to io ю is
Рис. V11.23. Комната для разделки проб товарных
концентратов:
/ — шкаф для хранения инструментов; 2 — стел-
лаж для хранения дубликатов; 3 — стол; 4 —
сушильная печь; 5 — весы лабораторные; 6 —
письменный стол; 7 — виброистиратель; 8
телефон; 9 — полка для телефона; 77? — раковина;
11 — табуретка; 12 —Стол с керамическим по-
крытием; /3 — стол с вытяжным шкафом; 14 —
стеллаж; 15 -- стул подъемно-поворотный
щественно снижают численность работников
ОТК, учитывая нормы времени на производ-
ство ручных работ.
Нормы времени (чел.-мин) на производство
ручных работ по отбору и подготовке одной
пробы на обогатительных фабриках
Отбор Подготовка к химическому анализу
Руда Концентрат то- варный из контей- 1,1 25,3
неров От 3,9 (РЬ, 27,5
Zn, Си) до 6,5 (Sn, W)
Слив гидроцикло- нов или классифи- каторов 2,1 21,8
Промпродукты 1,6 15,9
Отвальные хвосты 2,8 25,2
Примечание. Доставка одной пробы
нормируется из расчета 0,2 чел.-мин на каждые
1 0 м перехода.
На рис. VI 1.22 представлена рекомендуе-
мая схема товарного опробования балансо-
вых продуктов флотационной обогатитель-
ной фабрики с механизацией отбора и до-
ставки проб на основе выпускаемых техни-
ческих средств. На схеме показаны основные
функции ОтК во взаимосвязи с экспресс-
лабораторией, размещаемой рядом.
Рекомендуемая планировка рабочих мест
в проборазделочной лаборатории, в соответ-
ствии с типовым проектом организации труда
пробоотборщиков ОТК флотационных обо-
гатительных фабрик, разработанным па осно-
вании изучения опыта предприятий цветной
металлургии, изображена на рис. VII.23.
§ 4. Опробование продуктов
обогащения, содержащих
благородные металлы
Действующие стандарты на руды и концен-
траты цветных металлов на отбор и подго-
товку проб от продуктов, содержащих бла-
городные металлы, не распространяются.
Согласно методике отбора, подготовки проб
для анализа и проведения анализа золото-
содержащих материалов, в объединенную
пробу следует отбирать 3—4 % массы пар-
тии, в зависимости от неравномерности рас-
пределения золота. Для дробленых руд
(крупностью —35 6 мм) — 4—6 % массы
партии. Минимальную массу объединенной
пробы на определение химического состава
устанавливают по формуле (VII.9) с коэф-
фициентом К, принимаемым по табл. VII.10
с учетом характеристики золотосодержащего
материала.
При неравномерном распределении золота
рекомендуется отбирать пробы из движу-
щегося материала через каждые 40—50 с.
Требуемая частота отсечек может быть обес-
печена только механическими пробоотбира-
телями.
При ручном отборе проб от концентратов
с равномерным распределением золота то-
чечные пробы следует отбирать из каждого
мешка или контейнера щупом на всю глубину
массой не менее 0,5 кг, при неравномерном
распределении — не менее 1 кг.
На обогатительных фабриках, перераба-
тывающих руды, попутно содержащие бла-
городные металлы, помимо контроля от-
гружаемых партий золотосодержащих кон-
центратов, систематически осуществляются
опробование и контроль содержания благо-
родных металлов в исходной руде и продук-
тах обогащения с целью учета количества
металлов в форме товарного баланса и оценки
извлечения металлов в концентраты. При этом
анализируют средневзвешенные суточные, пя-
тидневные или декадные пробы, составлен-
ные из дубликатов сменных проб с учетом
Таблица VII.10
Значения коэффициента К
для золотосодержащих материалов
Группа т.1 атерит - (па Характеристика материала К
I Равномерное распределе- ние золота (мелкое) 1
II Неравномерное распреде- ление золота (крупное са- мородное) 2
III Гравитационные концен- траты (крупное золото с металлическими включе- ниями) 3
341
фактической переработки руды за смену.
Как правило, операции опробования на
основные цветные и попутно извлекаемые
благородные металлы на фабриках совме-
щены. Однако требования к параметрам
опробования определяют благородные ме-
таллы.
Исследования, проведенные Механобром
на рудах и продуктах обогащения, показали,
что вероятности содержаний благородных
металлов подчиняются гамма-распределению.
Число точечных проб, рассчитанное с учетом
гамма-распределения, оказывается на 10—
40 % больше числа проб, рассчитанных по
формуле (VII,1),
При головном опробовании дробленых руд
минимальную массу пробы на любой стадии
подготовки рассчитывают по формуле (VII.9);
коэффициент К определяют по табл. VII. 10.
Для гравитационных и флотационных про-
дуктов минимальную массу проб устанавли-
вают па основе практического опыта во из-
бежание искажения представительности про-
бы при сокращении из-за неравномерного
распределения содержания благородных ме.
таллов вследствие наличия свободных зерен
Рекомендуемые значения минимальной массы
(кг) при пробоподготовке золотосодержащих
продуктов обогащения
Группа материалов Крупность материала
(см. табл. VII.10) 2—1 мм 0.15 — 0,07 мм
I............. 0,8—1.0 0,4—0,5
II.................. 4,0 1,0—1,5
III................ 10—12 2,5
Для повышения достоверности учета бла’
городпых металлов на обогатительных фабри'
ках необходимо применять головное опробо*
вание руд, использовать пробоотбиратели ’
обеспечивающие отбор проб только пересе-
чением потоков, и механические сократители
типа МСП, особенно на стадии выделения
аналитических навесок; при подготовке до-
измельчать конечные пробы руды и продук-
тов обогащения до —0,071 мм, отвальных
хвостов до —0,044 мм.
Глава 2
Автоматизированные системы
управления технологическим
процессом (АСУТП)
§ 1. АСУ ТП. Основные понятия
н определения
Современную обогатительную фабрику, осна-
щенную высокопроизводительным оборудо-
ванием, работающим в непрерывном техноло-
гическом потоке, и соответствующими сред-
ствами контроля и управления, можно рас-
сматривать как автоматизированный техно-
логический комплекс (ATK).
В состав АТК входят:
технологический объект управления-
(ТОУ), в понятие которого включается тех-
нологическое оборудование в совокупности
со всеми средствами, непосредственно обес-
печивающими осуществление технологиче-
ского процесса, и сам технологический про-
цесс;
автоматизированная система управления
технологическими процессами (АСУ ТП) —
средства контроля и управления технологи-
ческим процессом.
АСУ ТП обогатительной фабрики пред-
ставляет собой комплекс технических средств,
в том числе и вычислительной техники, для
автоматического отбора, переработки и пред-
ставления информации, математического и
организационного обеспечения в виде алго-
ритмов, машинных программ, инструкций по
эксплуатации и оперативного персонала,
обеспечивающих управление по заданным
критериям в реальном масштабе времени тех-
нологией, оборудованием и обслуживающим
персоналом.
Обогатительные фабрики, как объекты
управления, характеризуются:
большим разнообразием типов перераба-
тываемых руд при наличии в них одновремен-
но нескольких полезных минералов;
значительными колебаниями содержания
полезных минералов в исходном сырье (ру-
де), а следовательно, и возможными колеба-
ниями в ходе технологического процесса при
условии выдачи готовой продукции заданного
качества;
весьма широким диапазоном производи-
тельности фабрик;
сложностью организационной структуры,
определяемой наличием на фабрике несколь-
ких различных технологических переделов
и вспомога тельных служб;
многовариантностью технологических
схем, определяемой разнообразием перера-
батываемых руд и количеством получаемых
концентратов;
организационной подчиненностью обогати-
тельной фабрики, входящей, как правило,
в состав горно-обогатительного или горно-
металлургического комбината, при наличии
полной законченности и самостоятельности
технологического цикла.
Перечисленные особенности определяют по-
строение системы контроля и управления
технологическими процессами на обогати-
тельных фабриках.
В состав АСУ ТП входят организационно-
функциональная, структурно-алгоритмиче-
ская и материальная части. Ни одна из
этих частей отдельно не может рассматри-
ваться как АСУ ТП.
Организационно - функцио-
нальная часть содержит описание
класса АСУ ТП и круга решаемых задач,
структурную схему, отображающую приня-
тые уровни управления, функциональную
схему, отображающую перечень функций
аппаратуры и персонала на каждом уровне
управления, схему информационных потоков
и нормативную документацию, регламентиру-
342
тощую функции оперативного персонала и их
взаимодействие с техническими средствами.
Структурно - алгоритмиче-
ская часть включает алгоритмы функ-
ционирования системы, программное обеспе-
чение (машинные программы) и необходимую
документацию по их реализации.
Материальную часть состав-
ляют технические средства, установленные
и соединенные между собой в соответствии
с требованиями структурно-алгоритмической
части, а также эксплуатационная докумен-
тация на все изделия, входящие в состав тех-
нических средств АСУ ТП.
§ 2. Основные принципы
построения АСУ ТП
При разработке АСУ ТП обогатительной
фабрики учитывают следующие общие прин-
ципы:
системный принцип, обеспечивающий вза-
имную увязку и согласование используемых
методов, технических средств и программных
решений;
принцип типизации и стандартизации, обес-
печивающий модульность структуры техни-
ческих средств, алгоритмов и программ;
принцип резервирования, обеспечивающий
управление производственным процессом при
выходе из строя отдельных элементов си-
стемы, а также наличие аппаратных и про-
граммных средств контроля работы устройств
и диагностики неисправностей;
принцип поконтурного расчленения тех-
нологической схемы, обеспечивающий рацио-
нальное определение объемов информации
и построение схем автоматического управ-
ления;
принцип иерархического построения струк-
туры управления, обеспечивающий четкое
распределение по иерархическим уровням
потоков информации и функций контроля и
управления;
принцип развития, обеспечивающий воз-
можность последовательного ввода систем
автоматизации и их дальнейшего совершен-
ствования.
В составе АСУ ТП обогатительных фабрик
выделяют ряд основных функциональных
подсистем, тесно связанных между собой
и в то же время решающих самостоятельные
задачи. Этими подсистемами являются:
подсистема централизованного контроля;
подсистема автоматизированного аналити-
ческого контроля;
подсистема расчета технико-экономических
показателей;
подсистема управления технологическими
процессами;
подсистема информационного оперативно-
диспетчерского обслуживания.
Организационные и технические решения
системы во всех ее частях определяются сле-
дующими факторами:
производительностью фабрики, ее общей
компоновкой, технологической схемой и сек-
ционностью, определяющими иерархию си-
стемы, перечень и объем згдач, мощность
системы;
последовательностью ввода фабрики по
очередям, определяющей композицию си-
стемы и последовательность внедрения тех-
нических средств;
закладываемыми в систему критериями
управления по фабрике в целом, отдельным
переделам и контурам, определяющими по-
строение структур но-алгоритмической части
системы;
уровнем техники на момент ввода предприя-
тия в строй, определяющим ввод технических
средств и перспективу их совершенствования;
технико-экономическими показателями
(общие капитальные затраты, годовой эконо-
мический эффект, срок окупаемости, доля
капитальных затрат на АСУ ТП в общем
объеме капитальных затрат на строительство
предприятия).
§ 3. Организационно-
функциональная часть АСУ ТП
АСУ ТП на обогатительных фабриках яв-
ляется иерархической ступенью автоматизи-
рованной системы управления предприятием
(АСУП), в состав которого входит обогати-
тельная фабрика.
Организация АСУ ТП па обогатительной
фабрике строится и базируется на иерархи-
ческом принципе, согласно которому в схеме
оперативного управления фабрикой преду-
сматривается несколько уровней управления.
Наиболее представительной для обогатитель-
ных фабрик является трехуровневая струк-
тура управления, представленная на
рис. VII.24.
§ 4. Структурно-алгоритмическая
часть АСУ ТП
В состав структурно-алгоритмической части
АСУ ТП входят алгоритмическое п программ-
ное обеспечения, составляющие математи-
ческое обеспечение системы, и информацион-
ное обеспечение, реализуемое «банком» или
базой данных системы.
Алгоритмическое обеспечение системы
включает алгоритмы функционирования ор-
ганизационно-функциональной части и ра-
боты системы автоматического управления.
Программное обеспечение АСУ ТП под-
разделяется на: стандартное программное
обеспечение, разрабатываемое и поставляе-
мое изготовителем управляющих вычисли-
тельных машин (УВМ), и специальное про-
граммное обеспечение, реализующее алго-
ритмическое обеспечение конкретной АСУ
В электронных вычислительных машинах
(ЭВМ) третьего поколения, которые сегодня
являются основой технического оснащения
АСУ ТП, стандартное программное обеспе-
чение состоит из систем автоматизации про-
граммирования и операционных систем.
343
I
Главный технолог 2
Главный механик
Гпавный энергетик
Начальник хвосто- вого хозяйства
Зам. главного инже- нера по АСУ
НТО комбината.
Начальник
фабрики
Главный
инженер
ЦДП
фабрики
диспетчер
Комплеке техн и -
ческих средств
ОН
дробильного
комплекса
Оператор
Комплекс тех-\
начес к их средств
ОН
главного кор-
пуса
Оператор
Конплекстехни-
ческих средств
ОН
АСАК
Оператор
Комплекстпехни-
ческах средств
ОН
реагентного
корпуса
Оператор
Комплекстехни-
чееких средств
ОН
фильтрования
и с усики
Оператор
Конплекстехни-
ческих средств
Дробильный,
комплекс
Главныйкор-
пус
Приготовление
реагентов
Фильтрование
и сушка
Хвостовое хо-
зяйство
=t«s
е у
4J
с> И
Зоны обслу -
живания
•Z а
•оо&
S.3
Ел
- & «
и
5:
С1
И-З
ч *
Эд
Ш
$ *;
«
С1 й
«
& S
.и 9
Рис. VI 1.24. Структурная схема управления обо-
гатительной фабрикой
Уровни управления: I — верхний, II — средний,
III — нижний; ЦДП — центральный диспет-
черский пункт; ОП — операторский пункт
Системы автоматизации программирования
обеспечивают трансляцию, т. е. перевод про-
граммы на язык машинных команд, отладку
и редактирование программ потреби-
теля.
В функции операционных систем входят
организация вычислительного процесса и об-
мен информацией с внешними устройствами
(устройства печати технологической и тех-
нико-экономической информации, индикации
информации на электронно-лучевых трубках
и т. д.). Операционные системы обеспечи-
вают прохождение вычислительного процесса
в реальном масштабе времени при параллель-
ном выполнении нескольких задач потре-
бителя.
Комплекс програлгм централизованного
контроля содержит программы контроля тех-
нологических параметров, а также про-
граммы контроля состояния оборудования
и связи технологического персонала с управ-
ляемым технологическим процессом.
С помощью программ расчета технико-
экономических параметров (ТЭП) выпол-
няются расчеты всех видов баланса руд и
металлов с заданной периодичностью (час,
смена, сутки и т. д.); на устройства печати
344
выдаются рапорты о работе отдельных цехов
и фабрики в целом.
Комплекс программ автоматического управ-
ления обеспечивает выдачу управляющих
воздействий в режиме «совета диспетчеру»
или в режиме непосредственного цифрового
управления.
Программы исследования и моделирования
технологических процессов позволяют по-
стоянно на основе статистического материа-
ла, накапливаемого в памяти системы, кор-
ректировать модели процессов и тем самым
добиваться оптимальности управления;
Задачей системного программного обеспе-
чения является обмен информацией между
отдельными функциональными подсистемами
АСУ ТП, реализованными на различных
ЭВМ. Программа системного диспетчера обес-
печивает взаимодействие операционных си-
стем различных ЭВМ. Комплекс программ
системного обмена информацией обеспечи-
вает доступ ко всем базам данных подси-
стем, образуя единую базу данных всей си-
стемы. Для обеспечения живучести системы
предусматривается специальная группа про-
грамм, с помощью которой обеспечиваются
сохранность информации путем создания
копий массивов и перераспределение ресур-
сов системы при частичном или полном вы-
ходе из строя некоторых ее звеньев. Постоян-
ное совершенствование технологии (появле-
ние новых технологических операций, ниток,
контуров, переделов) приводит к изменению
алгоритмов контроля и управления, состава
и структуры технических средств АСУ ТП,
что вызывает необходимость непрерывных
корректировок программного обеспечения си-
стемы.
Для минимизации затрат при внесении
изменений разрабатываемая система про-
граммного обеспечения АСУ ТП должна
обеспечивать:
возможность корректирования в условиях
постоянного совершенствования технологии;
независимость специального программного
обеспечения от непрерывного совершенство-
вания технических характеристик ЭВМ и
элементов стандартного программного обес-
печения;
независимость программного обеспечения
отдельных подсистем.
§ 5. Материальная часть АСУ ТП
Технические средства — материальную часть
АСУ ТП — можно разделить на три группы
в соответствии с исполняемыми функциями:
средства получения исходной информа-
ции — датчики, первичные приборы техноло-
гического контроля, преобразователи из-
меряемого параметра в унифицированный
сигнал, устройства ручного ввода информа-
ции в систему;
средства обработки информации — аппа-
ратура, осуществляющая обработку инфор-
мации в соответствии с алгоритмами функцио-
нирования АСУ ТП, представление информа-
ции в удобной форме оперативно-диспетчер-
скому персоналу, формирование необходи-
мых документов;
средства управления технологическим про-
цессом, устанавливаемые непосредственно на
технологическом оборудовании — исполни-
тельные механизмы.
Комфортные условия работы оперативно-
диспетчерской службы создаются благодаря
использованию средств диспетчерской и про-
изводственной связи и в отдельных случаях —
промышленного телевидения. Сравнительно
небольшие расстояния позволяют, как пра-
вило, строить АСУ ТП без использования
специальной аппаратуры для передачи дан-
ных, средств телемеханики и т. п.
В настоящее время комплексы технических
средств АСУ ТП обогатительных фабрик,
достаточно разнообразные по степени слож-
ности и функциональной полноты, могут быть
синтезированы в основном на базе аппара-
туры, серийно выпускаемой отечественной
промышленностью.
В состав средств получения информации
входят устройства для измерения основных
параметров технологического процесса, рас-
хода руды и пульпы, плотности, грануло-
метрического состава, давления, температу-
ры, уровня, потребляемой мощности, ха-
рактеристики ионного состава пульпы и мно-
гих других. Кроме того, измерению подле-
жит ряд величин, характеризующих работу
обогатительной фабрики в целом, — расход
энергоносителей (электроэнергии, пара, во-
ды), расход реагентов и т. п.
Основные датчики, применяемые при
автоматизации процессов обогащения
Контролируемый
параметр
Средства (датчик}
Дробление
Верхний и ниж-
ний уровень мате-
риала в бункере*
Забивка течки *
Наличие руды на
конвейере *
Пробуксовка лен-
ты конвейера
Порыв конвейер-
ной ленты *
Наличие посторон-
них металлических
предметов
Масса перерабаты-
ваемой руды *
Время простоев и
холостого хода *
Крупность дроб-
леной руды
Система смазки
дробилок
Температура под-
шипников и обмо-
ток электродвига-
телей
Измельчение
Плотность пульпы
Песковая нагрузка
классификатора
Расход воды
Гранулометриче-
ский состав пуль-
пы
Загрузка мельни-
цы
Ультразвуковой ин-
дикатор уровня СА-171
Гамма-реле ГР-6, ГР-7
ГР-8
То же
Сигнализатор нали-
чия руды СНР-1063М
То же
Реле скорости PC-67 с
датчиком УПДС-2
Опытные устройства
Металлоискатель
МП-2С
Железоотдел итель
М-42, М-62
Автоматические кон-
вейерные весы ЛТМ-1М
Быстродействующий
электроимпульсный
счетчик СИ-206
Гранулометр (опытные
устройства)
Приборы контроля
уровня в маслобаке,
давления в маслопро-
воде (комплектно с
дробилкой)
Тер,мометр сопротив-
ления
Термопары (комплект-
ные поставки с обору-
дованием)
и классификация
Радиоизотопный плот-
номер ПР-1025М
Поплавковый плот-
номер «Плотномер I»
Трансформатор тока
Преобразователь ак-
тивной трехфазной
мощности Е829
Диафрагма камерная и
бескамерная ДК, ДБ
комплектно с дифма-
нометрами ДМ,
ДМЭР-М
Гранулометр (опытные
разработки)
Система автоматиче-
ского контроля уровня
загрузки мельниц
«Звук-5» и «Звук-6»
Измеритель мощно-
сти Е829
* Датчик применяют также для контроля
процессов измельчения и классификации.
345
Уровень пульпы в
зумпфе
Давление пульпы
па входе гидроци-
клона
Флотация
Расход пульпы
Плотность пульпы
Температура пуль-
пы
Уровень пульпы
во флотомашинах
Уровень пены во
флотомашине
Расход воздуха во
флотом а ши ну
Давление воздуха
Магнитные свойст-
ва твердой фазы
пульпы
Содержание метал-
ла в руде и про-
дуктах обогащения
Фазовый состав
руды
Концентрация в
жидкой фазе пуль-
пы:
свободного СаО
водородных ио-
нов (pH)
сульфидных ио-
нов (pS)
ионов ксантоге-
ната
цинка
катионов каль-
ция
катионов магния
катионов натрия
Окислительный
потенциал пульпы
Концентрация
цианидов в сточ-
ных водах
Измеритель давления
масла в подшипни-
ках — манометр
Релейный сигнализа-
тор ЭРСУ-3, УКС-1
Манометр
Индикатор расхода
твердого индукцион-
ный, ультразвуковой
ИР-51, УЗР-З
Радиоизотопный плот-
номер ПР-Ю25М
Поплавковый плотно-
мер «Плотномер I»
Термопреобразователь
сопротивления, пла-
тиновый ТСП, медный
тем
Поплавковый датчик
ДТП-31
Следящий электрон-
ный датчик «Пена I»,
«Игла-1»
Диафрагма в комплек-
те с дифманометром
ДК, ДБ, Д1М
Манометр ЭКМ-IV,
МПЧ-VI и др.
Магнитометр «Маг-
нит-6»
Спектрометры рентге-
новские многоканаль-
ные CPM-I3, СРМ-18
Рентгеноструктуркый
анализатор «Дрон»
Конду ктомет р и ч ес к ий
анализатор «Депрес-
сор-1 А» КЦП-2А
Стеклянный электрод
(pH-метр в комплекте
с промышленными
электродами)
Аргентитовый элек-
трод ЭА-2
Система централизо-
ванного автоматиче-
ского контроля ксанто-
гената «Реагент 4»
Полярографический
анализатор АЖЭ-б
Мембранный электрод
ЭМ-Са-01
То же ЭМ-Mg-Ol
То же ЭСП-05-06
Платиновый электрод
ЭПВ-01
Стеклянный электрод
ЭО-01
Сигнализатор содер-
жания цианидов
СЦ-IMl в комплекте
Концентрация реа- Кондуктометрический
гейтов концентратомер
КК-8,9; АКК-201
Подача реагентов Комплектная уста-
новка АДФР-6
11итател и рас ходов
ПМР-7
Питатели средних рас-
ходов ПРИУ-4
Питатели больших
расходов ПБР-1
Для решения ряда функциональных задач
АСУ ТП необходимы контроль работы основ-
ного оборудования и контроль режимов ра-
боты систем регулирования.
Выбор технических средств производится
на основе требований, выдвигаемых со сто-
роны функционально-алгоритмической части
АСУ ТП, с учетом особенностей компоновки
технологического, сантехнического и дру-
гого оборудования. Этот этап является весьма
ответственным, поскольку во многом опре-
деляет функциональную полноту системы,
ее надежность, а также состав аппаратуры
для обработки информации.
Аппаратура для обработки информации —
наиболее динамично развивающаяся часть
в составе технических средств АСУ ТП.
Основными направлениями ее развития яв-
ляются расширение функциональных воз-
можностей, улучшение технических характе-
ристик, повышение надежности. Это приво-
дит к непрерывному изменению номенклату-
ры выпускаемых средств и должно быть
объектом особого внимания при проектиро-
вании, ибо появление новой аппаратуры
может повлечь за собой изменения во всех
частях АСУ ТП.
Эта группа технических средств может
быть, в свою очередь, разделена на две части:
агрегатнрованные приборные комплексы и
локальные регуляторы; средства цифровой
вычислительной техники.
Соотношение между этими частями зависит
ог функциональных особенностей конкретной
АСУ ТП. Если в качестве основного режима
работы рассматривается непосредственное
цифровое управление (НЦУ) с резервиро-
ванием небольшого числа систем регулиро-
вания аналоговыми системами, то целесооб-
разно использовать локальные регуляторы
в сочетании с управляющими вычислитель-
ными комплексами (УВК). Если же число
резервируемых систем велико или в АСУ ТП
используется супервизорный режим работы,
то предпочтение следует отдать агрегатиро-
ванным комплексам и УВК,
Ниже приводятся краткие описания не-
которых агрегатированных комплексов.
СУПС — комплекс контроля и регулиро-
вания с переменной структурой (КМ2201)
предназначен для построения систем контро-
ля, регулирования и управления непрерыв-
ными технологическими процессами в ана-
логовой форме. Выполняя функции локаль-
ного регулятора, СУПС может входить во
многоуровневую систему АСУ ТП на базе.
КМ2201.
346
АСАТ — агрегатированный комплекс
средств аналитической техники служит для
решения задач сбора и преобразования в уни-
фицированный сигнал параметров, характе-
ризующих качественный состав контролируе-
мой среды.
АСЭР — агрегатированный комплекс
средств электрического регулирования позво-
ляет реализовать функции непрерывного ре-
гулирования отдельных параметров в ана-
логовой форме по индивидуальным каналам.
АСЭТ — агрегатированный комплекс
средств электроизмерительной техники
предназначен для измерения физических ве-
личии электрическими методами и пред-
ставляет собой совокупность средств электро-
измерительной техники, выпускаемых серий-
но. Устройства АСЭТ обеспечивают возмож-
ность построения информационно-измери-
тельных систем (ИИС), комплектование из-
мерительной части н части представления
измерительной информации в системах, раз-
рабатываемых на базе других агрегатиро-
ванных комплексов (ГСП).
АКЭСР — агрегатированный комплекс
электрических аналоговых средств регули-
рования предназначен для построения АСУ
ТП. На базе устройств АКЭСР могут быть
построены разнообразные системы, начиная
от простейших позиционных регуляторов и
локальных контуров регулирования до слож-
ных многоуровневых иерархических АСУ ТП,
содержащих управляющие вычислительные
комплексы УВЕ. АКЭСР обладает рядом
системных особенностей, отличающих его
от аналогичных комплексов («Каскад»,
СУПС). Одной из таких особенностей являет-
ся многофункциональность ряда блоков
АКЭСР. Поэтому неотъемлемой и весьма
существенной частью устройств комплекса
являются элементы программирования функ-
ций этих устройств.
Значительный прогресс, достигнутый за
последние годы в области средств вычисли-
тельной техники, позволил существенно рас-
ширить функциональные возможности УВМ,
резко повысить их надежность, уменьшить
габариты, потребляемую мощность, стои-
мость. Все это позволило перейти в А.СУ ТП
к замене локальных регуляторов и прибор-
ных комплексов системами непосредственного
цифрового управления на базе цифровых вы-
числительных машин (ЦВМ).
Агрегатированные средства вычислитель-
ной техники (АСВТ) имеют существенные
преимущества, обеспечивающие их эффек-
тивное использование в АСУ ТП обогати-
тельных фабрик. Среди них в первую очередь
следует отметить:
возможность приема и выдачи достаточно
широкой номенклатуры сигналов;
модульную структуру, позволяющую ком-
поновать разнообразные системы и наращи-
вать их;
возможность изменения в достаточно ши-
роких пределах алгоритмов функциониро-
вания системы без изменения технических
•средств;
обширный набор разнообразных терми-
нальных устройств, позволяющий организо-
вать удобную систему представления инфор-
мации и общения оперативно-диспетчерской
службы в АСУ ТП.
АСВТ имеет гибкую структуру и модуль-
ное исполнение, что позволяет применять ее
в АСУ ТП, отличающихся друг от друга как
по количеству и физическим характеристи-
кам входных и выходных сигналов, так и по
совокупности решаемых функциональных за-
дач. Как правило, в качестве ядра системы
используют типовые или базовые вычисли-
тельные комплексы, которые наращиваются
типовыми модулями устройств связи с объек-
том (УСО) и терминальными устройствами
применения к характерным особенностям
конкретного объекта.
Отдельные ЦВ1М при работе в составе АСУ
ТП обогатительных фабрик, как правило,
связываются в многомашинные комплексы
с несколькими уровнями управления (иерар-
хии).
В настоящее время наибольшее распростра-
нение в АСУ ТП обогатительных фабрик
получили управляющие ЦВМ из состава
агрегатированных средств вычислительной
техники (АСВТ) М-6000, СМ-1, СМ-2. В ка-
честве ЦВМ верхнего уровня для больших
обогатительных фабрик применяют машины
единой серии ЕС-1033. В этом случае на них
можно возлагать решение некоторых задач
управления производством. Все эти ЦВМ
являются машинами третьего поколения.
В настоящее время ведутся большие ра-
боты по созданию новых технических средств,
особенно в области вычислительной техники.
Появление микропроцессоров и микрома-
шин, построенных на больших интегральных
схемах, делает перспективным переход к так
называемым децентрализованным системам
управления. В этих системах средства вычис-
лительной техники могут быть «приближены»
к объекту управления, встроены в техноло-
гическое оборудование, пульты технолога-
оператора. Это позволит создавать каче-
ственно новые, более эффективные АСУ ТП.
§ 6. Классификация АСУ ТП
Ниже рассматриваются вопросы классифи-
кации АСУ ТП по отдельным, наиболее
характерным для них признакам: для оценки
АСУ ТП с целью определения ее научно-
технического уровня; создания предпосылок
для дальнейшего совершенствования и повы-
шения научно-технического уровня АСУ ТП;
планирования, создания и развития АСУ ТП
на других фабриках.
Такими признаками следует считать функ-
циональный, технологический и организа-
ционный.
Основным является функциональный ^при-
знак, определяющий технический уровень
и перспективу развития создаваемой АСУ ТП.
Технологический и организационный при-
знаки по существу дополняют и уточняют
основную характеристику АСУ ТП, опреде-
ляемую функциональным признаком.
347
« Таблица VII. 11
со
Классификация по функциональному признаку
Класс АСУ ТП * Наименование Основная функция Структура и организация Математическое обеспечение Основное техническое оснащен не
1 Локальные^ системы кон- троля и регулирования, объединенные системой централизованного контро- ля, системы контроля эле- ментного состава руд и продуктов обогащения Стабилизация технологиче- ских параметров; центра- лизованный контроль и представление технологи- ческих параметров Зоны обслуживания (пункты управления иа рабочих местах), опера- торско-диспетчерский пункт, должностные ин- струкции Типовые законы регулиро- вания, логические схемы контроля и управления; алгоритмы экспресс-ана- лиза Датчики, регуляторы; исполнительные меха- низмы; средства индика- ции и регистрации па- раметров; средства цен- трализован ного контро- ля; средства анализа элементного состава руд и продуктов обогащения
2 Системы централизованно- го контроля и регулирова- ния То же, что в п. 1; централи- зованный сбор и первичная обработка информации; представление информации на пункте(пунктах)управ- ления То же, что в п. 1 или система из оператор- ских пунктов основных переделов и (или) дис- петчерский пункт фаб- рики То же, что в и. 1 и алго- ритмы централизованного контроля; алгоритмы уп- равления процессом на ос- нове логических схем То же, что в п. 1 и ин- формационная машина; оперативно-диспетчер- ское оборудование (ОДО)
3 Системы централизованно- го контроля и оператив- ного управления То же, что в п. 2; расчет ТЭЦ; представление инфор- мации на все иерархические уровни То же, что в п. 2 То же, что в п. 2 и алго- ритмы НЦУ для некото- рых технологических пара- метров; алгоритмы расчета тэп То же, что в п. 1 и уп- равляющая ВМ и ОДО
4 Системы оптимального ав- томатизированного управ- ления в режиме «советчик диспетчера» То же, что в п. 3 и оптими- зация технологических про- цессов То же Тоже, что в н. 3 и алгоритм формирования оптимальных «советов» по ведению тех- нологических процессов То же, что в п. 3
5 Системы оптимального ав- томатизированного управ- ления в режиме автомати- ческой оптимизации и НЦУ То же, что в п. 4 То же, что в п. 4 и алгорит- мы оптимизации техноло- гических процессов по пере- делам и фабрики в целом »
Начиная со второго класса, все системы могут иметь выход в АСУП комбината.
Рис. VI 1.25. Контуры управления флотационным
процессом
Классификация по функцио
пильному признаку систем управ,
ления обогатительными производствами осно.
вана на функции собственно системы.
Расчленение функциональных подсистем
при этом принято в последовательности,
обеспечивающей при внедрении их переход
от одной функциональной подсистемы к дру-
гой без значительных изменений составных
частей АСУ ТП.
Классификация АСУ ТП обогатительных
фабрик по функциональному признаку, пред-
ставленная в табл. VII.II, утверждена Мин-
цветметом СССР и Минприбором СССР. Эта
классификация может быть дополнена клас-
сом интегрированных АСУ ТП в составе
АСУП комбината.
Кодирование системы в данном случае
производится в соответствии с классом АСУ
ТП (см. табл. V 11.11) с добавлением, при не-
обходимости, индекса, характеризующего ме-
тод регулирования технологического про-
цесса.
Классификация по техноло-
гическому признаку основана на
специализации отдельных производств и уча-
стков фабрики в соответствии с общеприня-
тыми принципами классификации процессов
обогащения руд [67]:
Технологически Гг процесс Кодовое обозначение
Дробление и грохочение:
крупное ................... 1.0
крупное и среднее . . 1.1
крупное, среднее и
мелкое ....... 1.2
Обогащение в тяжелых
суспензиях................... 2.0
Измельчение и класси-
фикация:
I стадия .................. 3.0
II стадия........ 3.1
доизмельчение .... 3.2
Обогащение:
гравитационное . . . 4.0
магнитное........ 4.1
электрическое .... 4.2
флотационное .... 4.3
Обезвоживание концен-
трата;
349
сгущение................. 5.0
фильтрование .... 5.1
сушка.................... 5.2
Подготовка реагентов 6.0
Подсистемы управления ремонтным хо-
зяйством и отгрузкой концентратов не вклю-
чены в классификационную таблицу, так
как при принимаемой структуре для вновь
проектируемых фабрик эти подсистемы, как
правило, входят в централизованные службы
горно-обогатительных комбинатов.
Классификация по органи-
зационному признаку базирует-
ся на структуре производственного процесса
фабрики. Наиболее полно такая классифи-
кация представлена в работе [67].
Под организационной структурой системы
управления понимают множество звеньев
управления, для которых определены от-
ношения подчиненности в виде набора упо-
рядоченных связей. При этом каждое звено
управления характеризуется своим рангом
(уровнем иерархии).
Автоматизированные системы управления
для обогатительных фабрик, как правило,
предусматривают иерархическую структуру
управления, представляемую тремя уровнями
управления: диспетчер фабрики — операторы
цехов — технологический процесс. На каж-
дом уровне управления устанавливают тех-
нические средства, необходимые для управле-
ния технологией и оборудованием.
Для каждого конкретного случая число
ступеней управления и количество звеньев
управления на каждой ступени будут зави-
сеть от производительности фабрики и слож-
ности технологической схемы.
Код градаций организационной структуры
должен отражать указанные особенности
производства.
Для оценки сложности технологических
схем может быть принято общее число ста-
дий и циклов обогащения, как это предла-
гается в работе [67]. С точки зрения системы
управления, необходимо введение другой
оценки, отражающей специфику управляе-
мости объекта. В качестве, такой оценки
используют понятие контура. Под контуром
следует понимать совокупность технологи-
ческих операций, для конструктивно-компо-
новочных решений которых целесообразен
расчет баланса металлов.
На рис. VII.25 приведена технологическая
схема флотационного процесса обогатитель-
ной фабрики с выделением в ней контуров
управления. Принцип расчленения техно-
логической схемы на контуры управления
определяется, с одной стороны, требова-
ниями расчета баланса металлов (так как
доказано, что точность решения системы
балансовых уравнений повышается при уве-
личении числа уравнений), а с другой сто-
роны — использованием данных уравнений
для оптимального управления.
Код градации организационной структуры
может быть представлен трехзначным числом,
первый знак которого — количество уровней
350
иерархии, второй -— количество оператор
ских пунктов, третий — количество контуров
управления.
§ 7. Управление процессами
дробления руд
Автоматизация дробильных цехов направлена
на увеличение эффективности работы дро-
бильно-транспортного оборудования, сниже-
ние энергозатрат по переделу дробления,
повышение качества готового продукта, обес-
печение ритмичности работы и оперативности
управления.
В подсистеме управления дроблением вы-
полняются следующие функции:
централизованный контроль технологиче-
ских параметров и состояния технологиче-
ского оборудования, а также систем масло-
смазки, вентиляции и обеспыливания;
управление загрузкой дробилок;
управление загрузкой бункера главного
корпуса;
расчет технико-экономических показателей
работы передела;
обмен информацией с верхней ступенью
управления фабрикой.
На рис. VI 1.26 показана функциональная
структура подсистемы.
Контроль и управление процессом дробле-
ния представлены:
на нижнем уровне — средствами локаль-
ной автоматики, обеспечивающими контроль
параметров процесса, управление поточно-
транспортными системами, дистанционное
управление загрузкой дробилок и бункера
главного корпуса;
да уровне операторского пункта — УВМ,
обеспечивающей централизованный сбор и
обработку информации, выработку управ-
ляющих воздействий на объект управления,
расчет технико-экономических показателей
работы передела и связь подсистемы управле-
ния дроблением с диспетчером фабрики.
^На рис. VI 1.27 представлена функциональ-
ная схема автоматического контроля, сигна-
лизации и управления дробильного отделе-
ния обогатительной фабрики.
Работа отдельных систем контроля и сигна-
лизации достаточно подробно изложена в ра-
ботах [2, 71 ].
Операторский пункт дробильного отделе-
ния оснащается щитом контроля с мнемо-
схемой технологического процесса и пуль-
тами управления поточно-транспортной си-
стемой и системами регулирования техноло-
гического процесса.
Одной из основных систем управления
процессами дробления руд является автома-
тическое регулирование загрузки рудой дро-
билок среднего и мелкого дробления. Управ-
ление загрузкой дробилок имеет целью обес-
печение максимально возможной производи-
тельности при заданной крупности дробленой
руды. На практике используют ряд схем
управления загрузкой дробилок, основанных
на принципе стабилизации того или иного
параметра. К ним относятся схемы управле-
Обнаружение и удаление
постороннего металла.
Регистрация переработ-
ки руды и простоя основ -
ного оборудования
Управление загрузкой
дробилок
I Обмен информацией с диспетчерским пунк-
1______ том фабрики
Контроль системмасло-
смазки, вентиляции,
гидрообеспыливания
Контроль грануломет-
рического составадроб-
леной руды
Централизованный кон-
троль технологических
параметров и обору до -
вания
Расчет техника- эконо-
мически.* показателей
Управление поточно-
- транспортной систе-
мой азагрузкойбунке-
ра главного корпуса
Технологический
процесс
Контроль уровня риды в
бункерах
Контроль общецеховых
параметров( вода,
энергия, пар и т.д.)
Контроль состояния по-
точно- транспортной
системы (забивка те -
чек, разрыв конвейер-
ных лент ит-д.)
торскии
пункт дробиль-
ного отселения
тики
Опера -
Устройства цент-
рализованного
контроля а уп-
равления
Средства
локальной
авт ома -
Рис. VI 1.2b. Фукциональная структура подси-
стемы управления дроблением
яия, обеспечивающие стабилизацию на за-
данном уровне производительности дробилок
по исходной руде; мощности, потребляемой
электродвигателем дробилки; удельной мощ-
ности электропривода; степени заполнения
приемной воронки дробилки.
Производительность дробилок стабилизи-
руют с помощью конвейерных весов, связан-
ного с ними регулятора и регулируемой
системы рудных питателей. При изменении
твердости или крупности руды необходима
корректировка задания регулятору.
В системе стабилизации потребляемой мощ-
ности предусматривается уменьшение подачи
руды при повышении потребляемой мощности
(вследствие увеличения крупности или твер-
дости руды) и наоборот. Во избежание пере-
полнения приемной воронки перед дробил-
кой при дроблении крупной или трудно-
дробимой руды система снабжена индикато-
ром уровня, установленным в приемной
воронке дробилки.
В системе стабилизации удельной мощности
предусматривают искатель максимальной
производительности при заданном соотно-
шении потребляемой мощности и количества
перерабатываемой руды и ограничение за-
полнения воронки перед дробилкой с по-
мощью датчика уровня [2, 71].
Указанные схемы не обеспечивают макси-
мально возможной производительности агре-
гата при переработке руд с различными
физико-механическими свойствами. Для до-
стижения полной загрузки агрегата в этом
случае необходимо вручную изменять устав-
ку регулятора.
На рис. VII.28 приведены статические за-
висимости мощности Р, потребляемой дви-
гателем дробилки, от производительности
агрегата Q при переработке трудно- и
легкодробимых руд. Агрегат имеет огра-
ничения по максимальной мощности при-
вода Ра и максимальной производительности
дробилки Qi,. Кривая ab ограничивает об-
ласть максимальных мощности и производи-
тельности при переработке различных но
дробимости руд. Из рис. VII.28 видно, что
ни одна из схем, обеспечивающих стабилиза-
цию заданной мощности или производитель-
ности, не может обеспечить режим работы
дробильного агрегата, соответствующий ли-
нии аЬ, характеризующей максимальную
производительность дробилки для данного
сорта руды.
Максимальная производительность дробил-
ки при изменении физико-механических
свойств руды может быть достигнута с по-
мощью схемы, включающей измерение и
автоматическую стабилизацию потребляемой
приводным двигателем активной мощности
на заданном значении и измерение произ-
водительности дробилки по исходному пита-
нию; дополнительно вычисляется отношение
мощности к производительности, и заданное
значение мощности изменяется пропорцио-
нально этом)- отношению.
Схема автоматического регулирования
представлена па рис. VII.29. Дрсбилка 4
с электродвигателем 5 оснащена датчиком
мощности 7. Руда из бункера 1 через пита-
тель 2 с регулируемой скоростью поступает
в Дробилку. На питателе установлен весо-
измеритель 3. В состав схемы входят также
измеритель 9, задатчик 11, элемент сравне-
ния 12, блок коррекции 13, логический
элемент ИЛИ 14, регулятор 8, исполнитель-
35]
2 з 5 6 7 8 5 70 И 12 13 14 15 16 11 18 15 20 21 22
Измерение
Сигнализация
ТегрльраЗание
(управление)
Рис. VII.27. Функциональная схема автоматизации процесса дробления:
СД — дробилка среднего дробления; МД ---дробилка мелкого дробления
Рис. V[ 1.28. Статические зависимости потребля-
емой мощности Р привода дробилки от произ-
водительности Q агрегата при дроблении трудно-
</) и легкодробимых (2) руд
ный механизм 6 и блок управления 10. По
команде блока управления сигналы от дат-
чика мощности и весоизмерителя поступают
на вход измерителя 9, где вычисляется от-
ношение мощности привода к загрузке дро-
билки. Вычисленное значение отношения по
командам блока управления поочередно
сравнивается с установленными в задатчике
отношениями с помощью элемента сравнения,
на одном из выходов которого появляется
сигнал сравнения, по которому соответству-
ющий выход блока коррекции через схему
ИЛИ подключается на вход регулятора. По
команде последнего исполнительный меха-
низм воздействует на привод питателя, из-
меняя количество руды, подаваемой в дро-
билку, до тех пор, пока не установится новое
значение потребляемой двигателем дробилки
мощности, соответствующее откорректиро-
ванному заданному.
Управление загрузкой дробилки от УВМ
может осуществляться в супервизорном ре-
жиме или в режиме ИЦУ.
Расчет технико-экономических показате-
лей работы дробильного передела и составле-
ние рапортов ведутся по следующим пара-
метрам:
Рис. VII.29. Схема устройства автоматического
регулирования загрузки дробильного агрегата
количество принятой на фабрику и пере-
работанной руды; содержание заданного клас-
са крупности в дробленой руде; средняя про-
изводительность дробилок; коэффициент дви-
жения дробилок; расход электроэнергии;
запас руды на складе; время простоя и холо-
стого хода оборудования.
§ 8. Управление процессами
измельчения
Основной задачей передела измельчения и
классификации руд является выдача нз фло-
тацию руды, измельченной до крупности,
обеспечивающей полное раскрытие мине-
ральных зерен. При этом предусматривается
ограничение крупности по нижнему переделу
во избежание переизмельчения руды и,
в связи с этим, потерь извлекаемого ми-
нерала.
Передел измельчения руды неразрывно
технологически связан с переделом флотации
и поэтому все вопросы контроля и регулиро-
вания работы измельчнтельных агрегатов
должны решаться с учетом требований фло-
тационного процесса и, в частности, стаби-
лизации плотности (гранулометрического со-
става) пульпы, поступающей на флота-
цию.
Кроме того, должна обеспечиваться мини-
мизация затрат электроэнергии, мелющих
тел, реагентов, а также увеличение межре-
монтного периода работы оборудования.
В настоящее время насчитывается большое
количество различных технологических схем
процессов измельчения и классификации
руд (одностадиальных, двухстадиальных
с классификацией в классификаторах и
гидроциклонах и т. д_). Однако принципы
управления процессом измельчения, исходя-
щие из требований к его конечным показате-
лям, примерно одинаковы для большей части
схем. Рассмотрение этих принципов пред-
ставлено на двух технологических схемах:
двухстадиального шарового измельчения и
двухстадиального измельчения с самоизмель-
чением в первой стадии и шаровым измель-
чением во второй.
Для схемы двух стадиального шарового
измельчения автоматический контроль и ре-
гулирование процесса представлены система-
ми, изображенными иа рис. VII.30,
При автоматизации процессов f шарового
измельчения и классификации руд преду-
сматривается обеспечение заданных значений
трех основных параметров процесса: загрузки
мельницы рудой; плотности пульпы в мель-
нице; плотности (гранулометрического со-
става) пульпы на сливе классификатора
(гидроциклона).
Наибольшее распространение на обогати-
тельных фабриках получили стабилизиру-
ющие системы автоматического регулирова-
ния перечисленных выше параметров [2, 71].
При этом основными являются четыре управ-
ляющих фактора: количество руды, воды и
реагентов, поступающих в мельницу, и рас-
ход воды в классификатор.
12 Заказ 34
353
На флотацию
р
не. VI 1.30. Функциональная схема автомати-
зации двухстадиального шарового измельчения
Автоматизация загрузки мельницы рудой
может производиться путем: стабилизации
количества руды, подаваемой в мельницу,
и регулирования подачи руды в мельницу
с учетом ее измельчаем ости.
Стабилизация количества загружаемой
в мельницу руды обеспечивается изменением
производительности рудных питателей по
показаниям конвейерных весов [2, 21, 71].
Предусматривается одновременная стабили-
зация расхода воды по показаниям расходо-
мера воды в заданном соотношении руда —
вода.
Достоинство этой системы заключается в ее
простоте, однако применение ее предпочти-
тельно на фабриках, перерабатывающих руды
со сравнительно постоянными физико-ме-
ханическими свойствами, при постоянстве
гранулометрического состава дробленой руды.
Регулирование питания мельниц рудой
с учетом ее измельчаемостн производится
звукометрическим методом, основанным на
обратной зависимости уровня шума в мель-
нице от ее загрузки и предусматривающим
стабилизацию уровня шума путем регули-
рования подачи руды в мельницу [2, 21, 71].
В связи с появлением мельниц с резиновой
футеровкой и все возрастающим примене-
нием процессов самоизмельчения параметр
уровня шума мельниц для их автоматизации
применяется реже.
Помимо акустического параметра уровня
шума при управлении загрузкой мельниц
рудой с переменной измельчаемостью исполь-
зуют также такие параметры, как вибрация
корпуса мельницы или элемента футеровки,
давление масла в подшипнике [5], мощность,
потребляемая электродвигателем мельницы,
или одна из ее составляющих [3] и др. При
этом перечисленные параметры чаще всего
являются корректирующими в каскадной
схеме стабилизации загрузки мельниц рудой,
использующей преимущества комбинирован-
ных систем управления по отклонению и
возмущению.
Для получения заданной плотности пульпы
в мельнице воду в нее подают в соответствии
с загрузкой рудой при заданном соотношении
руда — вода.
Необходимое качество готового продукта
измельчитель но го передела обеспечивают,
поддерживая заданную плотность слива клас-
сификатора путем регулирования подачи
воды в зону разгрузки классификатора или
в зумпф перед гидроциклоном. В последнее
время получило распространение управление
с использованием прямого параметра — гра-
нулометрического состава готового продукта,
контролируемого гранулометром.
На рис. VII.31 представлена схема авто-
матизации двухстадиального цикла измель-
чения с мельницей, самоизмельчения в I ста-
дии и шаровой мельницей во II стадии.
При автоматическом регулировании про-
цесса самоизмельчения предусматривается:
регулирование подачи мелкой кусковой руды
в мельницу самоизмельчения по мощности,
потребляемой электродвигателем мельницы;
регулирование подачи крупнокусковой руды
по уровню шума внутри мельницы самоиз-
мельчения; регулирование плотности пульпы
в питании гидроциклонов или в их сливе;
354
вада
Вода
На флотацию^
~НГ~ *
2
I j Мг
ff -
7
11 72
Z 3
4
5 6
1
8 9
Ю
л
12
15 16
Измерение
Сигнализация
Регулирование
(управление)
Параметр
§4 II к 4 УМщнасть мепь- | ницы / стадии Регулирование питателей Количества крупной руды Шум мельницы / стадии Регулирование ( питателей Мощность мель - ницы Нстадии Шум мельницы Л стадии | Мощность клан [ стрикатора Регулирование плотности гидроциклона 1 Вода в мельни- цу 1 стадии Давление после насоса Рег улирование подачи Воды в зумпф Давление масла в попшилникасс
рис. VII.31. Функциональная схема автомати-
зации двухстадиального цикла измельчения с мель-
ницей самоизмел ьчении в I Стадии и шаровой
мельницей во 11 стадии
регулирование подачи воды в загрузку мель-
ницы пропорционально количеству подавае.
мой в мельницу руды.
Подача реагентов в процесс регулируется
по количеству загружаемой в мельницу руды
или по pH пульпы.
Регулирование загрузки руды в мельницу
I стадии (самоизмельчения) осуществляется
в соответствии с загрузкой мельницы II ста-
дии (шаровой), определяемой по уровню
шума в ней-
Подача воды в мельницу и плотность пуль-
пы в сливе классифицирующих аппаратов
регулируют так же, как в варианте схемы
шарового измельчения.
В связи с интенсивным внедрением на обо-
гатительных фабриках средств вычислитель-
ной техники все большее распространение
получают системы непосредственного цифро-
вого управления (НЦУ), обеспечивающие
по сравнению с аналоговыми системами по-
вышение качества управления, надежности
и приспособляемости к изменяющимся усло-
виям работы. В работе [87] изложен алго-
ритм НЦУ в режиме стабилизации, построен-
ный на логическом анализе реакций объекта
на управляющие воздействия.
Последовательность работы алгоритма сле-
дующая. Вычисляют рассогласование между
текущим значением параметра и его за-
данным значением. Если рассогласование
превышает зону нечувствительности, то вы-
дают управляющий сигнал, пропорциоиаль
ный рассогласованию. По истечении вы.
держки времени, определяемой длительно,
стыо переходного процесса в системе, вы.
числяют новое значение рассогласования'
Если это значение лежит в пределах зоны
нечувствительности, процесс регулирования
заканчивают. В противном случае производят
соответствующую корректировку коэффици-
ента пропорциональности, и функциониро-
вание алгоритма начинается сначала.
Изложенный принцип регулирования не-
сколько проигрывает в быстродействии по
сравнению с регулированием по ПИД-закону,
однако обеспечивает устойчивую работу си-
стемы и позволяет достаточно легко автома-
тизировать операцию настройки при на-
чальном пуске системы или изменении ди-
намических параметров объекта в процессе
эксплуатации. Логический алгоритм стаби-
лизации успешно внедрен в систему авто-
матизации измельчи тельных агрегатов на
Зыряновской и Тырныаузском комбинатах.
В одном из вариантов системы управления
двухстадиальным циклом измельчения с са-
моизмельчением в I стадии руды крупностью
—350 мм в открытом цикле и шаровым измель-
чением в замкнутом цикле во II стадии
используют комплексную информацию дат-
чиков активной мощности, потребляемой
электродвигателем мельницы, уровня вну-
треннего шума и давления масла в подшипни-
ках мельницы [4].
Необходимо стабилизировать заполнение
мельницы, соответствующее максимуму тех-
нологической эффективности, т. е. максимуму
производительности по готовому классу тре
буемой крупности. Для этого необходимо
12*
355
Рис. V11.32. Зависимость мощности W электро-
привода мельницы, ее производительности
по готовому продукту и уровня шума А от запаса
GM материала в мельнице
уровень ср материала в мельнице и его грану-
лометрический состав уд поддерживать на
оптимальном уровне с помощью входных
управляющих воздействий: QH и Yn (произ-
водительность и гранулометрический состав
питания).
Целевая функция управления при этом
выражается уравнением
Q0[<P(gm), Qn, VM]->max, (VII. 12)
при ограничениях на управляющие воздей-
ствия
Qn min<Qn<Qn max, (VI 1.13)
Yu mln -V Yn Yn max (VII.14)
и при ограничениях на переменные состояния
(запас материала в мельнице GM и грануломе-
трический состав внутримельничной загруз-
ки ум)
бмт1п^^м^бМ1пак, (V 11.15)
Y-'i mln Ym Vm max > (\ 11.16)
где уп и Ym — содержание главного класса
крупности (например, -)-100 мм).
Соотношения (VII.12)—(VII.16) можно по-
яснить следующим образом. Для конкретных
условий измельчения производительность
мельницы по готовому продукту Qp поддер-
живают на максимальном уровне подачей
в мельницу соответствующего количества
исходной руды Qn такого гранулометриче-
ского состава уп, который обеспечил бы
внутри мельницы оптимальную грануломе-
трическую характеристику загрузки ум при
оптимальном запасе Gm материала в мель-
нице.
В соответствии с этим запас материала
в мельнице стабилизуется на уровне GM. 3,
соответствующем максимуму Qp.
Для поиска значения GM. з находят макси-
мум мощности Л/max включением рудопита-
теля на максимальную производительность
Qmщах- После достижения Л/щах рудопита-
тель отключают и находят Gm. з при переходе
работы мельницы на устойчивую ветвь экстре-
мальной характеристики Л/ = Ц (GM) в точку,
удаленную от экстремума Л/тах на заданную
величину AV (зоны нечувствительности).
Зона АЛ' определяется постоянным смеще-
нием Дсрсм максимума производительности
Qpmax от максимума мощности В ус-
ловиях изменения измельчаем ости и грануло-
метрического состава питания Yu необходимо
периодически изменять задание GM 3.
Изменение GM. 3 осуществляется следу-
ющим образом. Уровень шума А непосред-
ственно в зоне измельчения мельницы в ус-
ловиях стабилизации GM дает информацию
о гранулометрическом составе руды в мель-
нице ум- В период поиска GM. 3 осуществляет-
ся также поиск Аа и заданных пределов
изменения уровня шума ±AA3 (рис. VII.32).
Если после завершения поиска в условиях
последующей стабилизации GM Gm. з УР°*
вень шума А достигает одного из заданных
пределов Аз ± ДА3, то это свидетельствует
об изменении гранулометрического состава
Yn или измельчаем ости руды. В этом случае
автоматически включается упомянутая поис-
ковая часть алгоритма и осуществляется
поиск новых, оптимальных значений Gv. з
и А3.
Описанный алгоритм реализован в АСУ
ТП корпуса самоизмельчения Тырныауз-
ского ГМК. УВМ М-6000 в режиме непосред-
ственного цифрового управления осуществля-
ет управление производительностью техноло-
гических линий, а также другими конту-
рами управления, обеспечивая прирост про-
изводительности мельницы примерно на
12 % (по сравнению со схемой стабилиза-
ции). При управлении мельницами вторич-
ного самоизмельчения (рудногалечными) ос-
новным управляемым параметром является
скорость подачи измельчающей среды (руд-
ной гали).
Разработанная Механобром экстремальная
система управления основана на максими-
зации активной мощности, потребляемой
электродвигателем мельницы, регулирова-
нием подачи рудной гали.
Алгоритм управления заключается в сле-
дующем:
величина управляющего воздействия за-
висит от состояния агрегата и положения
рабочей точки на статической характеристике
объекта. В нормальном режиме или при пере-
грузке подгрузка гали не производится.
При недогрузке питатель гали включается
на тем большее время, чем дальше рабочая
точка находится от точки экстремума мощ-
ности;
при работе в режиме автоколебаний вокруг
точки экстремума питатель руды отключается
на постоянную выдержку времени /в всякий
раз, когда начинает выполняться условие
[A/ITiax — А/тек] > £, т. е. как только рабо-
чая точка системы оказывается на правой
ветви статической характеристики. Выбран-
ная из условий средней скорости измельчения
величина tn может быть увеличена на пере-
356
менную составляющую fB. п при уменьшении
измельчаемости загрузки- Так учитывается
динамика объекта. Питатель гали включается
при положении рабочей точки системы на
левой устойчивой ветви статической харак-
теристики.
При интенсивных низкочастотных техно-
логических возмущениях, вызывающих мо-
нотонный дрейф статической характеристики
объекта, производится принудительная оста-
новка питателя на некоторую заданную вы-
держку времени.
§ 9. Управление процессами
флотации
Автоматизация процесса флотации преду-
сматривается с целью обеспечить максималь-
ное извлечение полезного минерала в кон-
центрат при определенных требованиях к его
качеству и минимум потерь извлекаемого
компонента в хвостах.
Так как флотация является сложным фи-
зико-химическим процессом, автоматизация
ее вызывает определенные трудности, свя-
занные с излагаемыми ниже особенностями
флотации.
Многомерность процесса
состоит в том, что конечные показатели
флотации зависят от большого числа разно-
образных факторов [15, 28, 64]. К ним от-
носятся: элементный и минеральный состав
перерабатываемых руд, расход их (объемный
и массовый), плотность и гранулометрический
состав питания, расход реагентов и их кон-
центрация, ионный состав пульпы, расход
воздуха, уровни пульпы во флотомашинах
и многие другие. Такое многообразие пере-
менных, а также их взаимосвязей делает
весьма сложными изучение флотации как
объекта управления и ее автоматизацию.
Выделяют следующие группы переменных
факторов.
Входные переменные представляют собой
контролируемые параметры, отражающие ко-
личественные и качественные характеристики
входных продуктов флотационного процесса
или его участка. Параметры, влияющие на
ход и результаты процесса флотации, но
не контролируемые в процессе управления,
относят к группе возмущающих переменных.
Эти параметры при организации их кон-
троля могут быть переведены в разряд вход-
ных переменных.
Выходные параметры отражают измеряе-
мые или рассчитываемые количественные и
качественные характеристики выходных про-
дуктов.
Управляющие воздействия представляют
собой контролируемые параметры, которые
могут быть целенаправленно изменены в про-
цессе управления, что приведет в конечном
итоге к изменению выходных переменных.
При построении систем управления выделяют
параметры состояния — промежуточные пе-
ременные, отражающие результаты взаимо-
действия входных, возмущающих и управля-
ющих воздействий. Стабилизация параметров
состояния дает возможность использовать их
в моделях процесса в качестве управляющих
переменных.
Разнообразие технологиче-
ских процессов, применяемых при
флотационном обогащении, обусловлено раз-
нообразием перерабатываемых руд. Процессы
отличаются по структуре технологических
схем (количество и назначение операций,
их взаимосвязь), аппаратурному оформле-
нию, номенклатуре используемых реагентов
н т. д. С этим связан ряд особенностей в ре-
шении вопросов автоматизации флотацион-
ных фабрик и, в определенной степени,
трудности переноса на другие объекты уже
готовых решений.
Сложность структуры тех-
нологических схем имеет целью
обеспечить наибольшую устойчивость про-
цесса (большое количество циркулирующих
потоков, промежуточные емкости, взаимо-
связь параллельно работающих секций и
т. п.). Этот подход имеет свои преимущества,
ибо сравнительно небольшие н непродолжи-
тельные изменения характеристик исходного
сырья не требуют обязательного вмешатель-
ства человека для изменения режима. Но
в то же время процесс становится слабо управ-
ляемым, его трудно перевести на новый ре-
жим, соответствующий изменившимся усло-
виям, переходные процессы весьма длитель-
ны, определение адреса нарушения чрезвы-
чайно затруднено. Это создает значительные
трудности при построении и функциониро-
вании систем управления.
Недостаточная изученность
процесса флотации обусловливает
ограниченность применения теоретических
разработок в этой области при решении кон-
кретных вопросов управления и автоматиза-
ции процесса флотации. В результате тре-
буются значительные усилия и время на
экспериментальные исследования непосред-
ственно на промышленном объекте в целях
выявления наиболее значимых для данного
процесса факторов и разработки принципов
управления.
Указанные трудности предопределили по-
степенное развитие автоматизации флота-
ционных процессов от простейших систем
контроля и регулирования с переходом
к многоконтурным системам с использова-
нием УВМ.
К простейшим системам относятся одно-
контурные системы регулирования, которые
строят:
по возмущению, когда приращение управ-
ляющих воздействий формируется пропор-
циональным приращению входных перемен-
ных (например, дозирование реагентов по
расходу руды в мельницы, расходу твердого
или объемному расходу пульпы во флота-
ционные операции, количеству металла, по-
ступающего на переработку);
по отклонению (замкнутые системы), когда
приращение управляющих воздействий фор-
мируется в зависимости от величины и знака
отклонения стабилизируемого параметры от
задания. Подобные системы желательно ис-
пользовать в первую очередь для регулирова-
357
ния выходных параметров, например для
поддержания заданного качества концентрата
или хвостов. Однако на практике необходи-
мые соотношения динамических характери-
стик объектов регулирования и рассмотрен-
ных параметров не выполняются, поэтому
реализация подобных систем возможна лишь
в редких случаях. Наибольшее распростра-
нение системы автоматического регулирова-
ния по отклонению нашли при стабилизации
параметров состояния. Это системы стабили-
зации уровня пульпы изменением положения
сливного шибера флотомашины либо сечения
пескового отверстия, стабилизации темпе-
ратуры пульпы изменением подачи пара,
стабилизации остаточной концентрации ре-
агентов в жидкой фазе пульпы изменением
расхода реагентов и др.
В последнее время разработан и внедрен
ряд многоконтурных систем регулирования,
структура которых предусматривает исполь-
зование нескольких контуров стабилизации
и формирования заданий одного контура в за-
висимости от работы другого.
Решения автоматизации флотационного
процесса прежде всего обусловлены наличием
средств отбора информации — датчиков тех-
нологических параметров. Разработанные и
выпускаемые в настоящее время технические
средства позволяют измерять н регулиро-
вать большинство важных технологических
параметров.
На рис. VII.33 представлена функцио-
нальная схема автоматизации флотационного
передела обогатительной фабрики.
Работа отдельных систем контроля и ре-
гулирования достаточно подробно рассмо-
трена в работе [71].
Анализ состояния автоматизации флота-
ционного процесса показывает, что, не-
смотря на отдельные недостатки технических
средств, прн надлежащей их эксплуатации
достигаются достаточно высокий коэффици-
ент движения систем контроля и регулиро-
вания и существенный технико-экономиче-
ский эффект от их внедрения.
Однако с учетом сложности технологиче-
ского процесса (большого числа контроли-
руемых и регулируемых параметров и их
взаимосвязей) наибольшая эффективность мо-
жет быть достигнута при автоматизации
флотационного процесса в рамках АСУ ТП
обогатительной фабрики.
Современное состояние работ по управле-
нию процессом флотации позволяет осуще-
ствлять оптимизацию процесса по статиче-
ским моделям с восстановлением характери-
стик объекта в темпе с процессом управления.
Даже для одной секции обогатительной
фабрики математическая модель процесса
настолько велика, что управление и оптими-
зация становятся весьма проблематичными.
Поэтому на первом этапе должна быть про-
ведена декомпозиция технологической схемы
по технологическим контурам управления,
которые представляют собой совокупность
технологических операций и для которых
может быть произведена оценка результатов
(по извлечению н качеству). Выделением
контуров управления во многом предопре-
деляется расстановка точек измерения со-
держания металлов в продуктах.
Далее задача оптимизации флотационного
процесса решается в два этапа. Первый этап
Рис. VII.33. Функциональная схема автомати-
зации процесса флотации
Расходный 5ан
358
Руда
I Межцикяовия [
I флотации
ГЗД—-г—
Классификация Г
гу1з/аельче»1Ф
Основная П
[ флотация П |
I J J / ।
-р Контрольная (
i { 1 1
\j перечистная ——|-
I !
Мосты
— ?
—и
Г7Л“#1|
Основная j
леречистная j
ГГТЭг
\цперечистная
Реречистная
лромпродултод
X вое ты
Концентрат
Рис, VII.35, Структурная схема передела флота-
ции
Концентрат
Рис. VII.34. Технологическая схема передела
флотации:
• —точки контроля содержания
заключается в установлении оптимальных
связей между контурами, т. е. в определении
величины выходных переменных каждого
из контуров, обеспечивающих достижение
максимума (минимума) выбранной целевой
функции управления для всего процесса при
выполнении ряда ограничений,
К этим ограничениям относятся: описание
области физического существования пере-
менных — содержаний и выходов; уравне-
ния материального баланса для каждого из
контуров; аналоги кривых обогатимости для
каждой разновидности перерабатываемых
руд.
Эти зависимости устанавливают область
возможных сочетаний количества и качества
исходного питания контура, содержаний
полезных компонентов в концентрате, хво-
стах и промпродуктах,
На втором этапе решается задача управле-
ния каждым нз контуров, т, е. получение на
выходе контура качества концентрата, опре-
деленного на первом этапе, при минимизации
потерь металла в хвостах. Это достигается
при использовании моделей, связывающих
выходные переменные контура с входными
(объемный и массовый расход пульпы, ка-
чество питания и т. п.) и управляющими
(реагентный режим, уровень пульпы во
флотомашинах и т. п.) переменными.
Количество выделенных контуров и эф-
фективность управления зависят от струк-
туры технологической схемы и ее аппара-
турного оформления. Большое число кон-
туров делает весьма сложными связи между
ними, увеличивает число точек контроля
содержаний, затрудняет реализацию пер-
вого этапа решения задачи. Малое же число
контуров усложняет решение задачи управ-
ления самими контурами и в ряде случаев
затрудняет оценку показателей контуров.
Рассмотрим для примера постановку за-
дачи управления процессом для технологи-
ческой схемы, приведенной на рис. VI 1.34.
Проведенная декомпозиция позволила вы-
делить в технологической схеме четыре кон-
тура управления (на рисунке показаны пунк-
тиром). Для решения задачи межконтурной
оптимизации технологическая схема может
быть преобразована в структурную схему
(рис. VII.35), на которой показаны связи
между контурами и обозначены содержания
металла в продуктах обогащения.
Для каждого контура соблюдаются урав-
нения материального баланса:
Контур 1:
aYo = PiYi Д P2Y2;
То = Т1 4" У2
Контур 77;
Р2У2 4- р.у7 рзу3 4- р4у4 4- р6у5;
Д Т-=Тз + У4 Д Ys-
Контур 777: | (VII,17)
Pm Дрй?8 = Pm Д P-y?;
Y4 + y8 = Уб + Y;-
Контур IV:
P1Y1 Д РзТз 4" PeYe — PeYs + PsT® I
Y1 + Y3 + Y6 =У8 + У8-
359
Здесь а и Pi — содержание металла соответ-
ственно в руде и продуктах обогащения;
Уг — количественная характеристика про-
дуктов на входе и выходе контуров.
Область допустимых значений содержаний
металла в хвостах и промпродуктах описы-
вается ограничениями вида;
Р2 > /Г (а> то> М;
04 /I (02’ Р~> Рз, Pj)-
05/з (02- 07- Ъ Ъ, Рз- Pi); } (VII.18)
0; >/4 (Pg- Pg- ^5- Та- Рб)’
085s" /5 (Pi> Рз- 06- V]- Тз- Тб, Р9), }
где Т — признак типа руды.
Имея в виду ограничения (VII.17) и
(VII.18), а также ограничения вида 0 tC
С Pi РоЬ О С Tf Топ необходимо найти
такие значения содержаний металла в продук-
тах и выходов, которые обеспечили бы макси-
мум извлечения, е металла в концентрат;
е = реу9/а
при заданном его качестве 09 — 093.
В математическом смысле задача сводится
к отысканию экстремума нелинейной функции
многих переменных при ограничениях (ли-
нейных и нелинейных) в виде равенств и не-
равенств.
Следует заметить, что ограничения
(VII.18) изменяются во времени и должны
восстанавливаться на основе текущей ин-
формации на каждом шаге управления с ис-
пользованием алгоритмов адаптивной иден-
тификации.
Постановку задачи оптимизации на вто-
ром этапе рассмотрим на примере контура /.
Математическая модель контура представ-
ляется в виде следующих соотношений:
01=0! (a, G, 6, М, h, Н, V\. Va, VCu, Ус); ।
02=02 (a, G, 6, M, h, H, Kv- Va. Vcu, Vc); J
(VI 1.19)
где G — производительность по твердому;
6 — плотность пульпы в питании; М — ма-
гнитная восприимчивость руды; h — уровень
пены во флотомашипе; И — уровень пульпы
во флотомашине; — расход ксантогената;
Va — расход аэрофлота; V'cu — расход мед-
ного купороса; — расход соды.
Параметры a, G, 6, М, h являются вход-
ными, а Н, ух, Va, Vcu- Vc — управляю-
щими.
Задача оптимизации формируется следу-
ющим образом: при заданных (измеренных)
значениях входных переменных определить
такие значения управляющих переменных,
для которых заданы пределы варьирования,
обеспечивающие минимум 02 при заданном
01, определенном на первом этапе. В мате-
матическом отношении эта задача также
относится к классу задач оптимизации функ-
ции многих переменных при наличии огра-
ничений- В частном случае, при линейной
форме зависимостей (VII.19), задача может
быть решена методами линейного програм-
мирования. Как и ранее, восстановление за-
висимостей (VII.19) на каждом шаге управ-
ления производится с использованием алго-
ритмов адаптивной идентификации.
В практике обогащения могут встретиться
случаи, когда переработке подвергаются не-
сколько разновидностей (типов) руд, для
которых модели процесса существенно отли-
чаются друг от друга. Смена типов руды
может происходить зачастую в непрогнози-
руемые моменты времени. В связи с этим
в общую структуру алгоритмов управления
целесообразно включать алгоритмы распозна-
вания типов руды. В задачу этих алгоритмов
входит определение на основе анализа кон-
тролируемых характеристик исходной руды
и каких-либо косвенных параметров при-
надлежности перерабатываемой руды к тому
или иному типу. Каждому из типов руды
соответствует заранее,определенная усред-
ненная базовая модель, При смене типа руды
осуществляется переход на новую базовую
модель, которая является исходным прибли-
жением при использовании алгоритмов адап-
тивной идентификации, с помощью которых
ведется корректировка моделей для данного
типа в процессе управления.
Подобный подход к управлению процес-
сом флотации предопределяет трехуровневую
структуру функциональных задач, решаемых
в АСУ ТП.
На нижнем уровне решаются задачи ста-
билизации параметров технологического про-
цесса или их соотношений, задания которым
поступают от систем второго уровня.
На втором уровне решаются задачи кон-
турной оптимизации, ограничения для ко-
торых формируются вышестоящим уровнем.
На верхнем уровне решаются задачи меж-
контурной оптимизации.
На основе другого подхода к управлению
флотационным процессом, который наряду
с изложенным выше используется в АСУ ТП
обогатительных фабрик, лежат принципы
формализации действий оператора-технолога
по управлению объектом и моделирования
их с помощью вычислительной машины.
Последовательность действий по контролю,
анализу и управлению объектом представ-
ляется в виде логической структуры (схемы),
пример которой для операций основной мо-
либденовой флотации Тырныаузской обога-
тительной фабрики дан на рис. V 11.36 (пря-
моугольниками обозначены операции кон-
троля, ромбом — логические операции). Вы-
полнение проверяемого условия, записанного
внутри ромба, обозначено /, а невыполне-
ние — 0. Стрелка внутри прямоугольника
указывает на направление изменения управ-
ляющего воздействия.
Рассмотрим для примера одну из технологи-
ческих ситуаций: качество концентрата на-
ходится в норме (0 = У), потери в хвостах
превышают норму (0 2> У). Из технологиче-
ских соображений в такой ситуации может
быть рекомендовано приведение в норму ре-
жима ценообразования, снижение уровня
360
Рис. VH.36. Логическая структура передела
флотации
пульпы в основной флотации для сохранения
качества грубого концентрата и повышение
Уровня пульпы и расхода воздуха в кон-
трольной операции. Соответствующие дей-
ствия можно проследить по рис. VII.36.
На основании логической структуры со-
ставляются таблицы кодов ситуаций и кодов
управляющих воздействий, которые закла-
дываются в память управляющей машины.
Обязательной составной частью таких алго-
ритмов должны являться элементы само-
обучения, позволяющие уточнять первона-
чально определенные рекомендации по управ-
лению, а также расширять набор анализи-
руемых ситуаций.
§10. Управление процессами
обогащения в тяжелых суспензиях
В процессе обогащения в тяжелых суспен-
зиях исходная руда разделяется на обога-
щенную (тяжелую) и обедненную (легкую)
фракции. Обогащенная фракция после из-
мельчения поступает на флотационное обога-
щение, легкая фракция либо является от-
вальным продуктом, либо измельчается и
подвергается также флотационному обога-
щению.
Основными задачами автоматизации про-
цесса обогащения руд в тяжелых суспензиях
являются:
обеспечение постоянства заданного объема
питания разделительных аппаратов рудой и
водой:
обеспечение максимально эффективного раз-
деления поступающей в процесс руды на
тяжелую и легкую фракции поддержанием
(с высокой точностью) заданной плотности
разделительной жидкости — тяжелой суспен-
зии.
Для информации оперативного персонала
о ходе процесса и управления им предусма-
триваются системы автоматического контроля
и управления (рис. VII.37).
Вся информация по представленным си-
стемам фиксируется на операторском пункте
управления процессом обогащения. Обра-
ботка информации, выдача ее результатов
и выработка управляющих воздействий в си-
стеме регулирования производятся с помощью
УВМ.
361
— Во9а
Рис. VI(.37. Функциональная схема автоматиза-
ции процесса обогащения в тяжелой суспензии:
ДР — дробилка
Автоматическое регулирование подачи ру-
ды в процесс производится по показаниям
конвейерных весов изменением скорости руд-
ного питателя с одновременным поддержа-
нием требуемого количества воды, подавае-
мой на грохот для обеспечения заданного
соотношения руда — вода.
Регулирование плотности суспензии осу-
ществляется по показаниям плотномера из-
менением подачи воды в чан суспензии
(при превышении плотности суспензии про-
тив заданной) или утяжелителя (при сниже-
нии плотности суспензии против заданной).
Автоматическое регулирование процесса
обогащения в тяжелых суспензиях может
производиться как по экономическому кри-
терию (приращение прибыли, приращение
выпуска металла в стоимостном выражении),
так и по технологическому критерию эф-
фективности (приращение суммарного извле-
чения металла в концентрат).
362
Для фабрики, предусматривающей фло-
тационную переработку как тяжелой, так и
легкой фракций с получением соответству-
ющих концентратов и хвостов, Механобром
были Проведены исследования, сначала на
моделях, а затем и непосредственно на
объекте (Зыряиовский свинцовый комбинат)
по выявлению оптимальных критериев управ-
ления процессом.
Исследования показали, что на функцио-
нирование обогатительного передела, как
промежуточного в цепи процессов произ-
водства металлов, накладывается ряд огра-
ничений. Между обогатительным и метал-
лургическим переделами существуют связи,
предусматривающие, иапример, поставку
установленного количества продукции (по
всей номенклатуре) с качеством не ниже
заданного. Поэтому в определенные периоды
времени (в связи с изменившимися характе-
ристиками исходной руды и др.) возникают
ситуации, когда для удовлетворения требо-
ваний металлургического передела следует
перейти от общей цели управления к част-
ной, обеспечивающей удовлетворение задан-
ного ограничения. Вследствие этого принята
такая организационная система, которая
предусматривает существование набора кри-
териев эффективности [2]. Задача выбора
критерия решается на каждом этапе операто-
ром в зависимости от сложившейся произ-
водственной ситуации, а технологические
режимы выбираются при помощи техниче-
ских средств, реализующих соответствующие
алгоритмы оптимизации.
В работе [63] приведен перечень критериев
эффективности и даны операторы преобразо-
вания, позволяющие осуществить переход
от общего критерия — приращение прибы-
ли — к любому другому.
Механобром для обогатительной фабрики
Зыряновского свинцового комбината раз-
работано программное обеспечение в виде
набора взаимосвязанных программных мо-
дулей, реализующих законченные функцио-
нальные задачи.
Автоматизация управления вспомога-
тельными процессами достаточ-
но полно представлена в работах [2, 71 ]
и здесь не приводится.
§11. Подсистема централизованного
контроля
Подсистема централизованного контроля
обеспечивает сбор, первичную обработку,
упорядочение и хранение информации, ис-
пользуемой в дальнейшем другими подси-
стемами для решения своих функциональных
задач, а также выдачу информации на сред-
ства отображения.
В структуре алгоритмов подсистемы можно
выделить три группы: алгоритмы сбора ин-
формации; алгоритмы обработки информа-
ции; алгоритмы вывода информации.
Первая группа алгоритмов
обеспечивает ввод всей информации в си-
стему. При этом в зависимости от назначения
вводной информации предусматривается
циклический, инициативный или ручной ре-
жим ввода.
При циклическом режиме ввод информации
осуществляется в результате периодического
опроса автоматических датчиков технологи-
ческих параметров. Выбор периода опроса
диктуется характером дальнейшей обработки
и использования получаемой информации,
а также динамическими свойствами управляе-
мого объекта. Так, если датчик включен
в контур цифрового регулирования, то его
опрос должен осуществляться с более высо-
кой частотой по сравнению с другими зада-
чами. В то же время, в силу различия дина-
мических характеристик объектов, опрос
датчиков процесса измельчения может про-
изводиться с меньшим периодом, чем датчи-
ков флотационного процесса.
Номенклатура датчиков, используемых для
контроля технологического процесса на обо-
гатительных фабриках, определяет виды вход-
ных сигналов в подсистему. Циклическому
опросу подвергаются аналоговые число-им-
пульсные и релейные датчики. Типы исполь-
зуемых входных сигналов предопределяют
перечень различных алгоритмов сбора ин-
формации.
Инициативный режим обеспечивает ввбд
в систему информации по инициативе самого
источника информации. Необходимость ор-
ганизаций такого ввода обусловлена требова-
нием немедленного извещения оперативного
персонала для принятия мер.
Режим ручного ввода используется при
отсутствии возможности получения инфор-
мации от автоматических датчиков, а также
при вводе в подсистему служебной информа-
ции (допустимых граничных значений тех-
нологических параметров, плановых пока-
зателей н т. д.).
Вторая группа алгоритмов
предопределяет характер первичной мате-
матической обработки.
Логическая обработка предусматривает,
например, проверку достоверности сигна-
лов, принятых подсистемой операций по
выявлению отклонений параметров за уста-
новленные пределы.
Математическая обработка связана с опре-
делением значения измеряемого параметра по
выходному сигналу датчика (масштабирова-
ние), с расчетом неизмеряемых параметров,
линеаризацией, усреднением и т. п., а также
с вычислением'интегральных значений рас-
ходных показателей за сравнительно не-
большие периоды времени.
Третья группа алгоритмов
предопределяет характер работы системы
при выводе информации на устройства ото-
бражения и определяется процедурной мо-
делью общения оперативно-диспетчерского
персонала с системой. Работа этой группы
алгоритмов обеспечивает:
цифровую индикацию по запросу на спе-
циальном табло или дисплей текущего зна-
чения единичного параметра, верхней и
нижней допустимых границ технологической
нормы, а также задания системе регулирова-
ния;
цифровую индикацию по запросу на элек-
тронно-лучевой трубке или печать по вы-
зову группы параметров, характеризующих
режим работы участка технологической схемы
(контура управления);
периодическую печать важнейших техно-
логических показателей, отображающих ре-
зультаты работы^ контуров управления;
сигнализацию об отклонении параметров
за установленные границы или изменении
состояния оборудования;
регистрацию действий оператора по изме-
нению режима работы;
регистрацию отказов элементов системы.
Анализ потоков информации, циркули-
рующих в системе, позволяет разработать
процедурную модель, представляющую собой
алгоритмы работы оператора и системы в раз-
личных режимах. В соответствии с проце-
дурной моделью синтезируется аппаратур-
ное оснащение операторских и диспетчерских
пунктов.
В качестве примера на рис. VIL38 приве-
дена блок-схема алгоритма контроля токо-
вых датчиков.
363
вход J 11
/Z 3
Определение ад-
\ресов данных
т
Опрос ъ -го дат-
чика
Формирование
сообщения о
нарушениях
Печать и сиг-
нализация со-
общений о на-
рушениях
7
16 {________
Запись призна -
ка неисправнос-
ти датчика
Сорос признака
нарушения
10 {
Запись значения
параметра в
память
1_______
77 |______
Записьпризна-
ка нарушения
Рис. VII. 3S. Блок-схема алгоритма контроля
токовых датчиков
По аналогичной структуре строятся и дру-
гие функциональные алгоритмические мо-
дули.
§ 12. Подсистема аналитического
контроля вещественного состава руд
и продуктов обогащения (АСАК)
АСАК представляет собой совокупность тех-
нических средств отбора, доставки и подго-
товки проб к анализу, средств анализа,
аппаратуры управления, переработки и пред-
ставления информации, организационного
обеспечения в составе алгоритмов, машинных
программ и инструкций по эксплуатации,
а такте оперативного персонала, обеспечи-
вающего функционирование системы.
АСАК состоит из организационно-функ-
циональной, структурно-алгоритмической к
материальной частей.
Организационно - функцио-
нальная часть АСАК определяет
местоположение ее в структуре АСУ ТП
фабрики, ее подчиненность и взаимоотно-
шения с другими службами, круг решаемых
задач, перечень функций системы и норма-
тивную документацию, регламентирующую
функции оперативного персонала и его взаи-
модействие с техническими средствами.
Структурно - алгоритмнче-
кая часть АСАК содержит алгоритмы
функционирования системы, программное
обеспечение (машинные программы) и не-
обходимую документацию по их реализации.
Материальная часть АСАК
включает оборудование и технические сред-
ства, установленные и соединенные между
собой в соответствии с заводскими инструк-
циями и требованиями ст рук тур но-алгорит-
мической части.
АСАК является одной из подсистем в со-
ставе АСУ ТП обогатительной фабрики, но
может функционировать как самостоятельная
система. АСАК подчиняется по линии опе-
ративного управления диспетчеру фабрики.
Работа АСАК координируется с деятель-
ностью ОТК и химлаборатории фабрики.
Основным назначением АСАК является
выдача оперативной информации о содер-
жании полезных компонентов в рудах и
продуктах обогащения в целях контроля и
автоматического управления процессом в за-
данных технологических режимах и состав-
ления отчетных данных о работе фабрики за
определенный период. Эта информация обес-
печивается системой практически в темпе
технологического процесса с точностью, со-
поставимой с точностью химического ана-
лиза.
В качестве устройств инструментального
анализа проб наиболее широкое распростра-
нение на флотационных фабриках цветной
металлургии получили:
спектрометры рентгеновские многоканаль-
ные СРМ-13, работающие на пульповых про-
бах (Лен иного рек ий полиметаллический ком-
бинат, Норильский и Алмалыкский горно-
металлургические комбинаты и др.);
спектрометры рентгеновские многоканаль-
ные СРМ-18 и другие, работающие иа по-
рошковых пробах-таблетках (Зыря невский
свинцовый комбинат, комбинат «Печенга-
никель», Тырныаузский горно-металлурги-
ческий комбинат и др.).
Пульповый спектрометр ра-
ботает в едином с системой пробообеспечения
цикле подготовки и анализа проб на кратко-
временных усредненных пробах. В связи
с этим, а также в соответствии со своими ме-
трологическими данными пульповый спек-
трометр применяется преимущественно для
оперативного опробования.
Подача проб на спектрометр производится
специальным насосом, с помощью которого
обеспечивается циркуляция пробы пульпы
через кювету спектрометра на время анализа.
364
Рис. VII.39. Функциональная схема автоматизированной системы аналитического контроля (АСАК):
ЭМ — вентиль электромагнитный; ПИ — датчик потока; СРМ13 — спектрометр пульповый; СРМ.18 — спектрометр порошковый;
ПМ — пускатель магнитный; УП — переключатель универсальный; KHI — кнопка управления; СГ — сигнализация; ОДП — про-
боотборник с пересечением струи; ОПВ — пробоотборник вакуумный: ОПП — пробоотборник напорный; схема приведена
на три точки опробования (для отборников ОДП, ОПВ, ОПН) н на одну нитку транспортирования, формирования и подачи проб
на анализ (для пульпового порошкового спектрометра)
// 0£ 81 и
Рис. VI 1.40. План расположения оборудования
и помещений экспресс-лаборатории:
1 — шкаф-стеллаж; 2 — кресло рабочее; 3 — стол
письменный; 4 — диван; 5 — лабораторная ра-
ковина: 6 и 7 — лабораторные весы; 8 — стол
для весов; 9 — шкаф книжный; 10 — ’шкаф кар-
тотечный; 11 — холодильник; J2 — шкаф вы-
тяжной; 13 — дистилляционный аппарат; 14 —
шкаф для реактивов: 15 — стол для титрования;
16 — стол лабораторный; 17 — pH-метр лабора-
торный; 13 — блок автоматического титрования;
19—29 — специализированный вычислительный
комплекс на базе АСВТ (М) М-6000; 30— 35 —
блоки рентгеновского пульпового спектрометра;
36 — устройство печати информации; 37 — на-
сос специальный; 38 — стол лабораторный: 39 —
щит управления; 40 — установка для фильтро-
вания и сушки проб; 41 — шкаф сушильный
42 — мойка; 43 — истиратель; 44—48 — блоки
рентгеновского порошкового спектрометра; 49 —
пульт управления; 50 — шкаф управления; 51 —
щит управления; 52 — шкаф для приборов;
53 — стеллаж; 54—55 — столы-верстаки; 56 —
стол для приборов; 57 — шкаф инструментальный;
58. 59 —машинка пишущая; 60 — стол для ма
шпнописи; I — кабинет начальника лаборатории:
7/ — гардероб; III — весовая; IV — проботека;
V — контрольно-аналитическая; VI — комната
персонала; VIII — вентиляционная установка и
кондиционер; VIII — машинный зал ЭВМ пуль-
повых спектрометров; IX — рентгеноспектраль-
ная (анализ проб пульпы); X — подготовка проб
к анализу; XI — рентгеноспектральная (анализ
порошковых проб); XII — машинный зал ЭВМ
порошкового спектрометра; XIII — щитовая:
XIV — склад; XV — мастерская; XVI — ка-
меральная; XVII — санузел; XVIII — насос-
ная; XIX — прием проб; XX — мотор-генератор-
ная; помещение приема проб размещается на вто-
ром этаже над помещениями пробоподготовкн и
насосной.
По окончании цикла анализа проба пульпы
через выпускной клапан насоса возвращается
в процесс.
Порошковый спектрометр
работает на таблетированных пробах, по-
лучаемых после соответствующей обработки
пульповых проб, усреднение которых может
осуществляться за любой отрезок времени.
Это обстоятельство обусловливает возмож-
ность применения порошкового спектрометра
для анализа балансовых проб.
Проверка работы спектрометров проводит-
ся в соответствии с ОСТ 48—165—80 «Метод
рентгеноспектрального анализа руд и про-
дуктов обогащения на обогатительных фаб-
риках Минцветмета СССР» и ОСТ 48—184—80
«Контроль текущих метрологических ха-
рактеристик рентгеноспектрального анализа
руд и продуктов обогащения на обогатитель-
ных фабриках Минцветмета СССР».
В качестве основного устройства управле-
ния АСАК используется управляющий вы-
числительный комплекс. В качестве резерв-
ного устройства для этой цели используется
релейная схема, обеспечивающая отбор, до-
ставку и деление проб.
Для контроля и управления АСАК преду-
сматривается пульт оператора. На панели
пульта размещаются: ключи выбора режимов
управления, сигнальные лампы о состоянии
давления и вакуума в воздушных и водяных
магистралях и об отказе в работе системы
управления. Там же устанавливается ключ
управления командным электроприбором,
обеспечивающим подачу командных импуль-
366
сов элементам прободоставки при работе
системы в режиме резервного управления.
Для анализа содержания полезного мине-
рала в потоках пульпы объемом до 450 м3/ч
Уральским филиалом ВНИКИцветмегавто-
матика разработаны и выпускаются малыми
сериями автоматизированные системы ана-
лиза пульпы в потоке АСАПП- Эти системы
рассчитаны на обслуживание до 24 контроли-
руемых потоков пульпы и могут управляться
как от УВК М-6000 так и от специальных
устройств управления, поставляемых ком-
плектно с системой.
Функциональная схема работы АСАК пред-
ставлена на рис. VII.39.
Перечень специалистов, необходимых для
функционирования АСАК, оснащенной двумя
спектрометрами СРМ-13, одним спектроме-
тром СРМ-18, двумя ЭВМ М-6000 и соответ-
ствующим вспомогательным оборудованием:
Количество персо-
нала на 4 Смены
ИТР Рабочие
Начальник лаборатории 1 —
Сменный инженер (спе-
циалист по РСА) .... 4 —
Техник-оператор на
СРМ-18................... 4 —
Инженер-механик ... 1 —
Техник-механик .... 1 —
Слесарь-механик по про-
бэобеспечению............ — 4
Инженер-химик .... 1 —
Лаборант-химик .... — 4
Инженер по ЭВМ ... 3 —
Программист.............. 1 —
Техник-электронщик . . 2 —
Препаратор............... — 8
Итого... 18 16
На рис. VI 1.40 приведен примерный план
расположения служб АСАК.
§ 13. Расчет технико-экономических
показателей
Общие положения. Подсистема рас-
чета технико-экономических показателей
(ТЭП) предназначена для своевременного
обеспечения технологического персонала и
руководства обогатительной фабрики и ее
цехов информацией, касающейся оператив-
ного планирования производства, оператив-
ного учета и анализа выполнения плана по
основным показателям, подведения итогов и
оценки производственной деятельности кол-
лектива фабрики за плановый период.
В организационном отношении подсистема
является составной частью АСУ ТП обога-
тительной фабрики, взаимосвязанной и взаи-
модействующей с другими подсистемами.
Кроме того, работа подсистемы ТЭП обус-
ловлена функционированием таких подраз-
делений фабрики или комбината, как пла-
новый и производственный отделы, централь-
ная химическая лаборатория, отдел техни-
ческого контроля, оперативно-диспетчерская
служба, являющихся источниками и потреби-
телями информации/^ перерабатываемой и
формируемой подсистемой.
В функциональном отношении в подси-
стеме могут быть выделены три группы
взаимосвязанных задач: расчет плановых
показателей; оперативный учет работы под-
разделений и фабрики в целом; подведение
итогов и формирование данных для объек-
тивной оценки результатов работы за пла-
новый период.
Техническое оснащение подсистемы обес-
печивает решение ее задач в управляющем
вычислительном комплексе верхнего уровня
АСУ ТП. Этот вычислительный комплекс
связан с другими управляющими машинами
АСУ ТП. Устройства подготовки данных
позволяют в значительной степени автома-
тизировать сбор н передачу информации для
решения задач управления, а широкая но-
менклатура периферийных устройств — вы-
дачу выходных документов потребителям.
Расчет плановых показа-
телей. Эта группа задач включает состав-
ление планового баланса металлов на месяц
по цехам и фабрике в целом, распределение
плана переработки руд по сменам и корпусам
и выпуска металлов по сменам, расчет на-
копленного планового баланса металлов за
квартал и год. Решение этих задач произ-
водится перед началом планового периода.
На основе информации о планируемом ко-
личестве и качестве перерабатываемой руды
и плановом извлечении по сортам руды
рассчитывается плановый выпуск металлов
из различных сортов руд и в целом за ме-
сяц. В случае получения неудовлетворитель-
ных результатов должны быть произведены
корректировка объемов руд по сортам и пере-
расчет плана. Результаты расчета также
являются исходными данными для составле-
ния накопленного планового баланса ме-
таллов за более длительный период (квартал,
год).
На основе планового баланса металлов,
графика поступления руды на фабрику,
графика планово-предупредительного ремон-
та основного технологического оборудова-
ния производится распределение плана пере-
работки и выпуска металлов по сменам для
всех сортов руд по корпусам и фабрике
в целом.
Решение плановых задач производится раз
в месяц перед началом периода планирова-
ния . В процессе работы могут возникнуть
ситуации, при которых фактические показа-
тели существенно отличаются от запланиро-
ванных. В этом случае производится коррек-
тировка плановых показателей на период,
оставшийся до конца интервала планирова-
ния, в целях безусловного выполнения пер-
воначальных плановых заданий.
Оперативный учет. Г руппа задач
оперативного учета и анализа хода произ-
водства включает:
учет переработки руды (по корпусам и
основному оборудованию) с анализом выпол-
нения плановых заданий;
367
учет абсолютного удельного расхода элек-
троэнергии, воды, пара, воздуха;
учет абсолютного и удельного расхода ре-
агентов;
учет простоев оборудования и определение
коэффициентов движения;
расчет технологического баланса по кор-
пусам, отдельным переделам и фабрике в це-
лом;
составление ведомости нарушений техно-
логического процесса;
составление ведомости отказов средств
автоматики.
Перечисленные задачи решаются еже-
сменно с формированием соответствующих
документов. На основе сменных данных
решаются задачи учета за сутки.
Исходная информация для задач учета
в основном поступает из подсистем центра-
лизованного контроля и контроля состава
руд и продуктов обогащения. Кроме того,
для расчета используется нормативно-спра-
вочная информация, а также информация
о плановых показателях.
Результаты расчета используются руко-
водством фабрики и подразделений для свое-
временного анализа выполнения устано-
вленных плановых заданий, выявления вели-
чин и причин отклонения от плана и выра-
ботки мероприятий по их устранению.
Подведение итогов. На основа-
нии данных о фактических результатах ра-
боты подразделений фабрики и плановых
показателей в конце интервала планирования
подводятся итоги выполнения производствен-
ного плана.
При этом формируются следующие доку-
менты: сводная ведомость выполнения плана
бригадами цеха; ведомость выполнения плана
по выпуску концентратов; ведомость выпол-
нения плана по извлечению металлов брига-
дами цеха; сводная ведомость выполнения
производственных показателей обогатитель-
ной фабриксй.
Полученные данные являются исход-
ными Для отдела труда и заработной платы
при организации материального поощрения
коллективов, успешно выполнивших произ-
водственные задания.
Что касается алгоритмического обеспече-
ния, то решение рассмотренных задач ие
представляет большой сложности и не тре-
бует применения специального математиче-
ского аппарата. Исключение составляет за-
дача расчета технологического баланса,
которая рассмотрена ниже более подробно.
§14. Некоторые оценочные
показатели эффективности АСУ ТП
Экономическая эффективность АСУ ТП
характеризуется, с одной стороны, дополни-
тельной прибылью, получаемой при внедре-
нии АСУ ТП в результате снижения себесто-
имости производимой продукции или реали-
зации дополнительно получаемой продук-
ции, а с другой стороны, дополнительными
капитальными затратами на создание и вне-
368
дрение АСУ ТП и сроком их окунаемости-
При создании АСУ ТП для вновь строя-
щихся предприятий экономическая эффек-
тивность от внедрения АСУ ТП отдельно не
определяется, а учитывается в общей эффек-
тивности строительства предприятия.
Технико-экономическая эффективность
АСУ ТП подсчитывается при создании ее
на действующем предприятии, причем в этом
случае учитываются затраты не только иа
создание собственно АСУ ТП, но и затраты
на необходимую при этом реконструкцию
предприятия.
Нормативный коэффициент эффектив-
ности капитальных вложений на внедрение
АСУ и средств вычислительной техники для
отрасли цветной металлургии определен
в размере 0,32. Окупаемость капитальных
затрат при этом составляет 3,1 года.
Эффективность АСУ ТП определяется ря-
дом факторов социального и экономического
характера.
К социальным факторам относятся: улуч-
шение условий труда; повышение техники
безопасности; вывод человека из вредных
условий труда. Эффективность этих факторов
не может быть определена в стоимостном
выражении, однако в ряде случаев они могут
иметь преобладающее значение.
К экономическим факторам, эффективность
которых может быть определена в стоимо-
стном выражении, следует отнести: повыше-
ние производительности предприятия по
исходному сырью; повышение извлечения
полезного минерала в концентрат; снижение
потерь в хвостах; снижение себестоимости
продукции; снижение удельных энергети-
ческих затрат (электроэнергии, воды, пара);
снижение удельного расхода реагентов;
сокращение числа трудящихся; повышение
коэффициента движения оборудования.
По данным практики работы отечественных
и зарубежных обогатительных фабрик, могут
быть приняты следующие примерные данные
эффективности внедрения АСУ ТП и отдель-
ных подсистем: автоматики но наиболее су-
щественным показателям, %: повышение из-
влечения металла в концентрат на 0,5—1;
повышение производительности оборудова-
ния на 5—10; снижение расхода электро-
энергии на 3—10; снижение расхода реаген-
тов на 5—10.
Сокращение технологического персонала
при внедрении АСУ ТП, как правило, не
приводит к уменьшению общей численности
трудящихся благодаря организации до-
полнительной службы обслуживания
АСУ ТП.
На основе отчетных данных о работе
отечественных обогатительных фабрик
в табл. VII.12 приведены данные об эффек-
тивности АСУ ТП в результате повышения
извлечения, производительности оборудо-
вания, снижения расхода электроэнергии
и реагентов.
Капитальные затраты на создание и вне-
дрение АСУ ТП, по данным проектной прак-
тики Механобра, составляют до 10 % общего
объема капитальных затрат на строительство
Таблица VII.12
Экономическая эффективность
при внедрении АСУ ТП, тыс. р.
на 1 млн. т руды
Фабрика От повышения извлечения на 1 % । От повышения : переработки руды на 1 % : От снижения । расхода элек- троэнергии на 1 % От снижения расхода реаген- тов на 1 %
Медная 50 10 3,6 2,5
Свинцово-цин- ковая 132 16 4,5 4.0
Вольфраме-мо- либденовая 112 10 2,6 2,5
фабрики и колеблются в пределах 0,3—
1 руб- па 1 т годовой переработки руды в за-
висимости от класса АСУ ТП и производи-
тельности фабрики.
Распределение капитальных затрат па
АСУ ТП по технологическим переделам обо-
гатительной фабрики представляется следу-
ющими цифрами, %: на дробление 15; на
измельчение 30; на флотацию 40; на обез-
воживание 10; на хвостовое хозяйство 5.
Структура затрат на АСУ ТП по статьям
расходов выглядит следующим образом, %:
на оборудование 57, на строймонтаж 13;
на НИР и ОКР 30.
В общей стоимости затрат на оборудование
и монтаж, затраты по видам оборудования
распределяются следующим образом, %:
на датчики, автономные регуляторы, испол-
нительные механизмы, щиты и кабельную
продукцию 40; на вычислительную технику
35; на экспресс-лабораторию 18; на средства
связи и телевидение 7.
Глава 3
Расчет балансов металлов
Отчет о поступлении на обогатительную
фабрику руды или другого минерального
сырья, движении и использовании сырья
(руды), продуктов обогащения и отходов
и распределении в них полезных компонентов
за установленный отрезок времени назы-
вается балансом полезных компонентов.
Баланс полезных компонентов, соста-
вленный по данным оперативного аналити-
ческого контроля с учетом количества пере-
работанной руды, называется технологи-
ческим балансом. Баланс полезных компо-
нентов, составленный по данным учета массы
руды, товарных концентратов, остатков не-
завершенного производства и механических
Рис. VII.41. Схема разделительной операции
потерь с определением содержания в них
полезных компонентов, называется товар-
ным балансом.
Балансы компонентов составляются только
по сухой массе руды и продуктов обогащения,
содержанию компонентов в процентах или
содержанию благородных металлов в граммах
на 1 т; количество полезных компонентов
в руде и продуктах обогащения выражается
в тоннах, количество благородных метал-
лов — в килограммах. Выход концентратов
и извлечение полезных компонентов в кон-
центраты выражается в процентах.
Расчет технологического баланса метал-
лов представляет собой последовательность
вычислительных операций в целях определе-
ния выходов продуктов, масс металлов, скор-
ректированных содержаний и извлечений по
измеренным массам исходного питания и со-
держаниям компонентов в продуктах без
учета механических потерь. Решению этой
задачи в последнее время уделяется серьез-
ное внимание.
Первым и наиболее трудоемким звеном
расчета является определение выходов про-
дуктов.
При расчете выходов продуктов за основу
принимаются уравнения материального
баланса, отражающие, с одной стороны,
равенство масс твердого на входе и выходе
объекта, а с другой — равенство масс метал-
лов. Совокупность этих уравнений образует
систему линейных, относительно неизве-
стных выходов уравнений, коэффициенты
которых представляют собой содержание ме-
таллов в продуктах обогащения. Отметим
две особенности коэффициентов балансо-
вых уравнений:
результаты измерений содержаний не-
избежно содержат погрешности, зависящие
от метода измерений. Предполагается, что
эти погрешности являются случайными, рас-
пределенными близко к несмещенному нор-
мальному закону. Следовательно, коэффи-
циенты балансовых уравнений являются слу-
чайными величинами, имеющими нормаль-
ный несмещенный закон распределения;
поскольку погрешности измерения со-
держания попарно независимы, коэффициен-
ты уравнений баланса не коррелированы
между собой.
Ниже приводится пример расчета тех-
нологического баланса металлов.
Сначала выполняется расчет для одной
разделительной операции. Пусть имеется
разделительная операция (рис. VII.41) с од-
ним входным и п выходными продуктами,
в каждом из которых измеряются содержа-
369
ния т металлов. Если исходное питание
нормировано единицей, то соотве ствующая
система балансовых уравнений имеет вид
0n7i 4- 01272 4- • 4- Pi/rYrt — 0ir rtti;
02171 + 022?2 + ' ' + 02(1Ти — 02, HUI
0М1У1 0/М2У2 4“ ’ ’ ' 4" 0/пл?/г ~ 0л-г, «+Ь |
VI + 7г 4- • • 4- Ум = 1, J
(VI 1.20)
где (t — 1, т; / = 1, п -j- 1) — измеренные
содержания металлов в продуктах; yf — вы-
ход продуктов.
Необходимо по известным значениям 0t-/
и их дисперсиям определить выходы
и дать оценку точности расчета.
В зависимости от соотношения числа кон-
тролируемых металлов т и числа неизве-
стных выходов п могут встретиться следу-
ющие случаи: т -}~ I = я — определенная
система уравнений; m ] > п — пере-
определенная система уравнений (случай
т 1 <Z п не рассматривается, так как при
этом без дополнительных данных расчет
баланса невозможен)
Случай определенной си-
стемы уравнений баланса.
В общем случае, если ввести векторно-
матричные обозначения:
то система (VII.20) примет вид
(0ijy = 6, (VII.21)
а ее решение для неособенной матрицы [0^-]
можно записать в виде
7=10иГ1й, (VII.22)
где [0г/]-1 — обратная матрица для [0;J.
Программы решения системы (VI 1.21) как
по формуле (VII.22), так и другими спосо-
бами содержатся в библиотеке стандартных
программ любой универсальной ЭВМ.
В частном Случае при п — 2 выходы кон-
центрата 7 и хвостов ysn (%) определяются
по формулам:
7 = 100 (а — О)/(0 — fl);
7хв = 100 - у,
где а, 0, О — содержание компонента соот-
ветственно в руде, концентрате и хвостах.
Таблица VII.13
Обозначение содержания компонентов
в руде и продуктах обогащения
Продукт Компонент
Пер- вый Вто- рой
Руда ах а2
Концентрат первого компо- 01 02
нента Концентрат второго компо- 61
нента Хвосты #2
При п = 3 для выходов концентратов и хво-
стов имеем
Т1 -= loo х
(<Х1 — 01) (62 — #2) — («2 — (61 — ^1) .
(01 — 01) (6а - О2) — (02 — 02) (61 - 01) *
72 = 100 х
(аг — Оа) (01 — От) — (tXf — &i) (02 — Ог).
(0i - Oi) (6а - О2) - (02 - 02) (61 - 01) ’
ухв = ЮО — 71 — 7а
принятые обозначения содержаний компо-
нентов в руде и продуктах обогащения при-
ведены в табл. VII. 13).
Технологическое извлечение компонентов
в любой продукт обогащения подсчитывается
по формуле
& = у-0/а,
где у — выход продукта от исходной руды, %;
0 — содержание компонента в продукте, %;
а — содержание того же компонента в исход-
ной руде, %.
На некоторых обогатительных фабриках,
перерабатывающих руды редких металлов,
а также на золотоизвлекательных фабриках,
где прн незначительном содержании полез-
ных компонентов в руде и высокой концен-
трации этих компонентов в концентратах
выходы концентратов составляют доли про-
цента руды, приведенными формулами и
способами подсчета выходов не пользуются.
При составлении технологического баланса
полезных компонентов на этих фабриках
выходом пренебрегают, количество хвостов
принимается ! равным количеству перерабо-
танной руды, а технологическое извлечение
определяется по содержанию компонентов
в руде и хвостах. Большой интерес предста-
вляет вопрос о точности решения.
Погрешности измеренных содержаний,
несомненно, влияют на точность найденных
выходов, и соответственно на точность вы-
численных с их помощью тех или иных техно-
логических показателей (например, извле-
чения).
Исходя из того, что математическое ожида-
ние найденного решения (VI 1.22) в линейном
приближении совпадает с истинным решением
370
системы (VII.20), в качестве критерия точ-
ности используется среднее квадратическое
отклонение (дисперсия) выходов.
Так как, согласно формуле (VII.22) каж-
дый выход уь (& — 1, п) является функцией
всех измеренных содержаний а послед-
ние представляют собой попарно независимые
случайные величины с дисперсиями то
для вычисления среднего квадратического
отклонения выхода уд можно воспользоваться
известной формулой
(п-н т
IX <*-«
/=1 i=l
(VI 1.23)
Приняв для общности записи уя+1 ~ —1
и введя обозначения
(>'= (VI1.24)
/-1
и
Й — ((B^i] — IPij] J>
из формулы (VII.23) получим формулу
(?fe) = S Di®ki (k = 1 25)
г-i
позволяющую судить о точности расчета вы-
ходов.
Так, если переход от одного метода анализа
содержаний к другому равномерно повышает
точность измерений, то пропорционально
повышается и точность расчета выходов.
Сравнение весовых коэффициентов в фор-
муле (VII.23) позволяет выявить вклад каж-
дого из измерений в окончательную погреш-
ность, определить, какие из величин (За-
требуют более точного измерения. Известно,
что при прочих равных условиях эти коэффи-
циенты тем меньше, чем больше значение
главного определителя системы (VII.20). Чем
в большей степени диагональные элементы
(содержание металлов в одноименных кон-
центратах) превосходят остальные элементы
матрицы, тем больше значение главного
определителя. Такие соотношения между
содержаниями характерны для полиметал-
лических фабрик, где содержания металлов
в одноименных концентратах, как правило,
более чем на порядок превосходят содержание
в них примесей. В то же время при обога-
щении мед но-никелевых руд эти соотно-
шения менее благоприятны.
В силу тех же причин следует, что расчет
баланса для технологической схемы в целом
будет более точным, чем для ее части.
Случай переопределенной
системы уравнений баланса.
При традиционном подходе к расчету баланса
вычисленные выходы дают точное совпаде-
ние балансов лишь для тех металлов, про-
центные содержания которых были исполь-
зованы при расчете, а для остальных метал-
лов возникают невязки баланса. Кроме того,
произвольный выбор исходных уравнений
может привести к существенно различным
значениям выходов.
Современный подход к расчету техноло-
гического баланса по методу максимального
правдоподобия (ММП) позволяет не только
избежать указанных недостатков, но и ис-
пользовать избыточную информацию в исход-
ных данных для увеличения точности опре-
деления выходов, масс металлов и извле-
чений.
Сущность расчета по ММП можно выразить
следующим образом: каждое измеренное со-
держание Pjf подвергается корректировке
на величину о, у так, чтобы выполнялись все
балансовые уравнения и чтобы критерий
правдоподобия имел наибольшее возможное
значение. Таким образом, под решением
переопределенной системы уравнений балан-
са (V11.20) по ММП понимается такой вектор
У = (Vi, Уз, • Ум)»
который вместе с набором откорректирован-
ных содержаний j};; — ог/ является
решением системы (VII.20) и максимизирует
функцию правдоподобия или, что то же са-
мое, минимизирует функцию
т п—1
L (8) - £ S (VII.26)
1=1 /=1
Такую задачу расчета выходов удобно
решать в два этапа. Сначала, считая век-
тор у фиксированным, искать методом не-
определенных множителей Лагранжа мини-
мум функции L по переменным удовлет-
воряющим системе (VI 1.20). В результате
найдем
" I);
m
1=1
где через А; обозначена”невязка металла, т. е-
Af PilTl Н" ₽i2?2 Н" • ' +
Н" PinYfi — 3i, .1^-1 (i — m),
а дисперсия i-го уравнения определена
в формуле (VI 1.24).
Затем, на втором этапе, надо найти вектор
У =- (Уь у-2, • . ., у.-г),
минимизирующий функцию и (у) при одном
ограничении
+ • • • + уп = 1 •
Поиск вектора у осуществляется на ЭВМ
с помощью стандартной программы. Для слу-
чая, когда!» в библиотеке стандартных про-
грамм математического обеспечения ЭВМ
нет программы минимизации функций мно-
гих переменных, в Механобре разработан
итерационный способ поиска на базе метода
наименьших квадратов, легко реализуемый
на ЭВМ.
371
Таблица VII.14
Измеренные содержания компонентов
в продуктах обогащения и допустимые
расхождения при определении содержаний
Компо- ненты Продукты Пита * кие
1 । 2 3 4
Измеренные содержания
1 25,58 7,45 0,82 1,37 10,13
2 1,74 6,01 1,01 1,66 2,82
3 34,84 46,73 55,96 23,95 35,46
4 0,050 0,18 0,029 0,055 0,038
5 33,48 34,22 14,93 11,31 23,70
6 0,66 1,58 5,85 31,18 13,00
7 0,61 1,42 1,30 5,69 2,67
8 0,27 0,62 1,38 4,50 2,07
9 0,60 0,59 1,92 8,70 3,92
Допустимые расхождения
при определении содержаний
1 0,35 0,25 0,05 0,10 0,30
2 0,09 0,20 0,06 0,09 0,15
3 0,50 0,50 0,50 0,40 0,50
4 0,005 0,010 0,005 0,005 0,005
5 0,45 0,45 0,25 0,25 0,35
6 0,15 0,20 0,30 0,60 0,40
7 0,15 0,15 0.15 0,30 0,25
8 0,08 0,09 0,10 0,20 0,15
9 0,12 0,12 0,20 0,35 0,25
После нахождения выходов производится
корректировка измеренных содержаний
|J.. - Д. (у) (у) (VI1.27)
и рассчитываются извлечения
я+1-
Обозначив уЛ+1 = 1 и
q = [(pf/ -
(t = 1, m-t г---!., n — 1),
Й = (©«1 (QTQ)~] QT,
n—1
tons ' - У^| ^ks
(Q1 обозначает транспонированную матрицу
для Q), получим следующую формулу для
среднего квадратического отклонения вы-
численных выходов:
т
о- (v*) -= S “L (* = ГГ5>. (VII .28)
S-- 1
Анализ формулы (VI 1.28) доказывает, что
добавление в систему любого уравнения ба-
ланса независимо от точности определения
его коэффициентов всегда полезно. Решение
системы в этом случае оказывается более
точным; дисперсия любого из выходов не
возрастает.
Для иллюстрации приведем пример.
На действующей обогатительной фабрике
измерено содержание девяти компонентов
в четырех продуктах обогащения
(табл. VII. 14). Расчет баланса металлов про-
изведен по методу максимального правдо-
подобия и по традиционной методике в трех
вариантах: к уравнению баланса масс до-
бавлялись балансовые уравнения еще по
трем компонентам. Результаты расчета при-
ведены в табл. VII.15 и VII.16.
Из табл. VII-15 видно, что точность расчета
выходов по ММП в сравнении с традицион-
ным методом выше для всех продуктов.
Таким образом, для разделительной опе-
рации метод максимального правдоподобия
позволяет с применением средств вычисли-
тельной техники проводить расчет баланса
металлов по всем компонентам перерабаты-
ваемого сырья.
При расчете баланса по ММП устраняются
невязки по всем контролируемым компонен-
там, так как все измеренные содержания
корректируются, причем величины коррек-
тировок не превосходят, как правило, сред-
них квадратических погрешностей. Прове-
Таблипа VII.15
Выходы и их стандартные отклонения
Выходы У (%), их стан- Продукты Компоненты, нспользуе--
дартн ые отклонения 1 2 3 4 мые для ре- шения
? , 28,34+0,56 27,19+1,24 6,97+0,96 37,50+0,72 1, 2, 3
о (у)/у V , 1,98 28,35+0,56 4,56 27,14+1,20 13,77 6,65+1,25 1,92 37,86+1,25 1, 2, 6
о (у),'у V . 1,98 27,90+1,28 4,42 27,21±1,28 18,80 7,10+1,06 1,69 37,79+0,52 1, 3, 6
ст (у)> у ?, 4 28,17+0,50 4,63 26,46+0,73 14,93 7,38+0,68 1,38 38,00+0,11 ММП
ст (т)'Т 1,78 2,77 8,93 1,02
372
Таблица VII.16
Откорректированные содержания
компонентов в продуктах
Ком - ПОНон- ты Продукты Питание
1 2 3 4
1 26,61 7,46 0,82 1,37 10,05
2 1,74 6,02 1,01 1,66 2,79
3 34,85 46,74 55,96 23,96 35,47
4 0,051 0,182 0,029 0,056 0,086
5 33,41 34,16 14,92 11,28 23,84
6 0,66 1,58 5,85 31,63 13,05
7 0,60 1,41 1,30 5,63 2,78
8 0,27 0,62 1,38 4,51 2,06
9 0,61 0,60 1,92 8,78 3.81
денное теоретическое сравнение точности
расчета баланса по МЛ1П, методу наимень-
ших квадратов с постоянными весами и тра-
диционному методу доказало преимущество
ММП. Практические расчеты по материалам
обогатительных фабрик показали, что
использование избыточной информации по
ММП позволяет во многих случаях суще-
ственно (в 1,5-1,8 раза) уменьшить среднее
квадратическое отклонение вычисления
выходов.
Выше был рассмотрен расчет баланса ме-
таллов для разделительной операции. Однако
для современных обогатительных фабрик
характерно использование развитых много-
стадиальных схем обогащения, многообразие
которых достаточно подробно рассмотрено,
например, в работе [67]. Для расчета баланса
таких схем также применим ММП,
В Механобре разработан ОСТ 48—157—79
«Расчет технологического баланса металлов
на обогатительных фабриках Минцветмета
СССР с применением математических методов
и ЭВМ», введенный в действие с 1 января
1980 г.
Отраслевой стандарт распространяется на
методы расчета технологического баланса
на обогатительных фабриках Минцветмета
СССР, перерабатывающих руды тяжелых
цветных и редких металлов (полиметалли-
ческие свинцово-цинковые, медные, медно-
никелевые, вольфрамо-молибденовые), где
накоплен значительный опыт использования
рентгеноспектральных анализаторов и уста-
новлены современные средства вычислитель-
ной техники.
Стандарт не исключает применения стан-
дартизируемых методов расчета на обогати-
тельных фабриках, перерабатывающих руды
других типов, а также других методов ана-
лиза (например, химических) при условии
обеспечения оперативности контроля и
объема исходной информации.
Товарный баланс полезных компонентов
составляется по всей фабрике за декадный
и месячный периоды работы.
Декадные и месячные товарные балансы
составляются по данным о массе перерабо-
танной руды, массе товарных концентратов,
остатках незавершенного производства
и механических потерях.
Товарным концентратом называется кон-
центрат, принятый ОТК и не подлежащий
дальнейшим технологическим переделам,
доводке или доработке на данной обогати-
тельной фабрике, как отгруженный потреби-
телям, так и оставшийся на складах фабрики.
По массе переработанной руды и товарных
концентратов и содержанию полезных ком-
понентов в них подсчитывается масса полез-
ных компонентов в переработанной руде
и в товарных концентратах и определяется
товарное извлечение gTOO данного компо-
нента в концентрат за рассматриваемый
промежуток времени
еТОв= 100Мк<Мр, (VII.29)
где /Ик, Мр — масса полезного компонента
соответственно в товарном концентрате и
в переработанной руде за рассматриваемый
промежуток времени.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Абрамов А. А. Теоретические основы
оптимизации селективной флотации суль-
фидных руд. М., Недра, 1978.
2. Автоматизация процессов обогащения
руд цветных металлов/Г. А. Зубков, В. Л. За-
белин, Г. В. Корендясов и др. М., Недра,
1967.
3. Андреев £. £., Кузнецов П. В. О за-
мере нагрузки машин по мощности, потребля-
емой ее двигателем. — Обогащение руд,
1976, № 2, с. 41—43.
4. Андреев Е. Е., Кузнецов П. В., Ти-
хонов О. И. Оптимальное управление мель-
ницами рудного самоизмельчения. — Изв.
ВУЗов. Цвет, металлургия, 1980, № 2,
с. 125—128.
5. Андреев Е. Е., Талайкова Н. Б. К во-
просу о контроле заполнения мельниц са-
моизмельчения по давлению масла в под-
шипниках. — Обогащение руд, 1979, № 2,
с. 40—45.
6. Арсеньев С. Я., Прудовский А. Д.
Внутрикарьерное усреднение железных руд.
М., Недра, 1979.
7. Бабушкин Н. М. Охлаждение агло-
мерата н окатышей. М., Металлургия, 1975.
8. Бастан П. П., Азбель Н. И., Ключ-
кин Е. И. Теория и практика усреднения ка-
чества руд. М_, Недра, 1979.
9. Бастан П. П., Волошин Н. И. Усред-
нение руд на горно-обогатительных предпри-
ятих. М., Недра, 1981.
10. Белоусов А. М., Бергер Г. С. Оборот-
ное водоснабжение на обогатительных фаб-
риках цветной металлургии. М., Недра,
1977.
11. Бердичевский Р. И., Просвиряков И. И.
Совершенствование процесса обезвоживания
железосодержащего концентрата на Олене-
горской обогатительной фабрике. — В кн.:
Обогащение комплексных руд. М., 1964,
с. 144—150.
12. Бережной Н. И., Булычев В. В.,
Костин И. М. Производство железорудных
окатышей. М., Металлургия, 1977.
13. Бережной И. И., Губин Г. В., Дро-
жилов Л. А. Окомкование тонкоизмельчен-
ных концентратов железных руд. М., Недра,
1971.
14. Берлинский А. И. Разделение мине-
ралов. М., Недра, 1975.
15. Браун В. И., Иванкин В. П., Ма-
сиевский Г. И. Управление процессом флота-
ции. — Тр. ин-та Механобр, вып. 146, 1977,
с. 70—80.
16. Букетов Е. А., Малышев В. П. Тех-
нологические процессы шахтного обжига
в цветной металлургии. Алма-Ата, Наука,
1973.
17. Вегман Е. Ф. Теория и технология аг-
ломерации. М., Металлургия, 1974.
374
18. Вещественный состав и обогатимость
минерального сырья. М., Наука, 1978.
19. Гаррелс Р. М., Крайст Г. Л. Раст-
воры, минералы, равновесия. М., Мир,
1968.
20. Гидрометаллургия. (Под ред. Ла-
скорина Б. Н.). М., Наука, 1976.
21. Гольдин М. Л. Контроль и автомати-
зация процессов дробления и измельчения
руд. М., Атомиздат, 1971.
22. Гудима И. В., Шейн Я. И. Краткий
справочник по металлургии цветных метал-
лов. М., Металлургия, 1975.
23. Гуляхин Е. В., Солоденко А. Б., Гу-
баревич В. И. Особенности и перспективы
сепарации руд в ферромагнитной жидкости.
— В кн.: Технология производства олова.
Науч. тр. ЦНИИолово. 1978, с. 33—35.
24. Доброцветов Б. Л. Новые методы оп-
ределения вещественного состава руд и
продуктов их переработки. М., Цветмет-
информация, 1977.
25. Добыча урана методом подземного вы-
щелачивания. М., Атомиздат, 1980.
26. Ееиазаров Б. Г. Рентгенорадиометри-
ческий метод й аппаратура для обогащения
руд цветных металлов. — Цвет, металлы,
1978, 9. с. 94—97.
27. Зандерна А. Методы анализа поверх-
ностей. М., Мир, 1979.
28. Иванкин В. П., Ковин Г. М., Машев-
ский Г. И. Об одном подходе к управлению
процессом флотации. — Изв. ВУЗов. Гор-
ный журнал, 1973, № 2, с. 140—143.
29. Изучение гранулометрического состава
и контрастности полезных ископаемых для
оценки возможности обогащения их с по-
мощью радиометрических методов. Методи-
ческие рекомендации. М., ВИМС, 1978.
30. Карпенко Н. В. Об автоматизации
оперативного технологического опробования
руд и продуктов обогащения. — Обогащение
руд, 1976, № 3, с. 41—43.
31. Коваленко В. И., Тихонов С. А., Иэмо-
денов Ю. А. Обогащение неметаллических
полезных ископаемых. М., Недра, 1967.
32. Комбинированные методы переработки
окисленных и смешанных медных руд
/С. Н. Митрофанов, Р. Б. Новин, А. В. Ку-
рочкина и др. М., Недра, 1970.
33. Комбинированные обогатительные и гид-
рометаллургические методы при переработке
медно-никелевых руд. М., Наука, 1979.
34. Капиталов В. И. Выбор интервалов
варьирования технологических факторов при
проведении опытов флотации по методу кру-
того восхождения.—Обогащение руд, 1970,
№ 1—2, с. 92—95.
35. Копченова Е. В. Минералогический ана-
лиз шлифов и рудных концентратов. М.,
Недра, 1979.
36. Коротич В. И. Основы теории и техно-
логии подготовки сырья к доменной плавке.
М., Металлургия, 1978.
37. Лебедев Б. Н., Авдюков В. И., Влади-
миров В. П. Комбинированные и специальные
методы обогащения и переработки полез-
ных ископаемых. — Алма-Ата, Казахский
политехнический институт, 1974.
38. Локонов Л4. Ф- Опробование на обога-
тительных фабриках. М., Госгортехиздат,
1961.
39. Лотом В. E.t Окунев А. И. Безобжнго-
вое окускование руд и концентратов. М.,
Наука, 1980.
40. Лурье Ю. Ю., Рыбникова А. И. Хими-
ческий анализ производственных сточных вод.
М., Химия, 1974.
41. Масленицкий И. Н., Куликов Б. Ф. Ис-
следования и методы изучения минерального
и фазового химического состава руд как
объектов обогащения. — Обогащение руд,
1978, № 1, с. 40-42.
42. Масленицкий Н. Н., Мильнер Р- С.
Химическое обогащение труднообогатимых
марганцевых руд. Черметинформация, сер. 2,
выл. 1, М., 1975.
43. Менковский М. А., Равич Б. М.,
Окладников В. П. Связующие вещества в про-
цессах окускования горных пород. М., Недра,
1977.
44. Меретуков М. А. Процессы жидкост-
ной экстракции и ионообменной сорбции
в цветной металлургии. М., Металлургия,
1978.
45. Металлургия меди, никеля и кобальта,
ч. 1 и Il/И. Ф. Худяков, А. И. Тихонов,
В. И. Деев, С. С. Набойченко. М., Металлур-
гия, 1977.
46. Механобр — 50 лет со дня основания.
Раздел «Разработка и внедрение технологии
обогащения». Л., Механобр, 1970.
47. Милованов Л. В. Очистка сточных вод
предприятий цветной металлургии. М., Ме-
таллургия, 1971.
48. Митрофанов С. И., Барский Л. А.,
Самыгин В, Д. Исследование полезных иско-
паемых на обогатимость. М., Недра,
1974.
49. Мокроусов В. А., Гольбек Г. Р., Ар-
хипов О. А. Теоретические основы радиометри-
ческого обогащения радиоактивных руд. М.,
Недра, 1968.
50. Мокроусов В. А., Лилеев В. А. Радио-
метрическое обогащение нерадиоактивных
руд. М., Недра, 1979.
51. Накамото К. Инфракрасные спектры
неорганических и координационных соеди-
нений. М., Мир, 1966.
52. Наканиси К- Инфракрасные спектры
и строение органических соединений. М.,
Мир, 1965.
53. Налимов В. В., Чернова И. А. Стати-
стические методы планирования экстремаль-
ных экспериментов. М., Наука, 1965-
54. Новый флотогравитационный аппарат
/А. М. Комлев, И. И. Ручкин, М. Г. Виду-
ецкий и др. — Обогащение руд, 1980, № 4,
с. 33—37.
55. Обогащение обожженных сидеритовых
руд./Н. В. Федоренко, А. Г. Жуков, Е. С. Гу-
сев и др. — Горный жрунал, 1976, № 7,
с. 58—62.
56. О непосредственном измерении адсорб-
ции реагентов минералами без отделения рав-
новесного раствора/В. А. Конев, Е. И. Ели-
сеева, И. Ш. Сатаев, В. И. Рябой. —• Обога-
щение руд, 1976, № 5, с. 24—28.
57. Переработка руд редких металлов./
/О. К- Комаров, Л. Б. Чистов, Н. А. Доронин
и др. М., Недра, 1977.
58. Перспективы создания безотходной тех-
нологии обогащения руд/Ю. И. Еропкин,
Н. Н. Масленицкий, Р. Б. Шапиро и др.
Цветная металлургия, 1978, № 22, с. 42—48.
59. Плаксин И. И., Шафеев Р. Ш., Чанту-
рия В. А. Влияние гетерогенности поверх-
ности минералов на воздействие с флотацион-
ными реагентами. М., Наука, 1965.
60. Получение кондиционного концентрата
из бедного молибденсодержащего сульфид-
ного сырья/Н. 3. Балтынова, А. К. Кожба-
сов, Д. Н. Абишев и др. Тр. Хим.—мет.
ин-та АН Каз. ССР, т. XXII. Алма-Ата,
Наука, 1973, с. 67—73.
61. Полькин С. И., Лаптев С. Ф. Обогаще-
ние оловянных руд и россыпей. ЛЕ, Недра,
62. Посик Л. Н., Кошелев И. В. Ядерно-
физические методы экспресс-анализов и
крупнопорционной сортировки руд в про-
цессе добычи и транспортировки. — Цветные
металлы, 1979, № 2, с. 70—73.
63. Процуто В. С. Управление процессом
обогащения руд в тяжелых суспензиях.
Изв. ВУЗов. Горный журнал, 1978, № 3,
с. 160—166.
64. Процуто В. С. Управление процессом
флотации. — В кп.: Математическое обеспе-
чение АСУ ТП. Л., 1978, с. 37—44.
65. Равич Б. М. Брикетирование в цвет-
ной и черной металлургии. М, Металлургия,
1975.
66. Равич Б. М. Брикетирование руд.
М., Недра, 1982.
67. Разумов К- А. Проектирование обо-
гатительных фабрик. М., Недра, 1970, с.
68. Ратобыльская Л. Д., Бойко Н. Н.,
Кожевников 0. А. Обогащение фосфоритных
руд. М., Недра, 1979.
69. Ревнивцев В. И. О рациональной орга-
низации процесса раскрытия минералов в со-
ответствии с современными представлениями
физики твердого тела. — В кн.: Совершен-
ствование и развитие процесса подготовки
руд к обогащению, Л., 1975, вып. 10, с.153—
168.
70. Рентгенорадиометрическое опробова-
ние при геологоразведочных и эксплуатаци-
онных работах на Хрусталь невском горно-
обогатительном комбинатс/М. 3. Латышев,
М. И. Кротков, Б. А. Хилик и др. — В кн.
Ядерпо-физические методы оценки качества
руд при эксплуатации месторождений цвет-
ных металлов. М., Цветметинформация, 1975.
71. Ронканнен В. В. Проектирование ав-
томатизации обогатительных фабрик. М.,
Недра, 1978.
72. Руководство по отбору проб и произ-
водству анализов промышленных сточных вод
предприятий цветной металлургии. М., Ми-
нистерство цветной металлургии СССР, 1973.
73. Селективное раскрытие минералов/
В. И. Ревнивцев, Э. А. Хопунов, В. И. Шеле-
гин и др. — Тр. XII Международного кон-
гресса по обогащению полезн. искоц. Сан-
Пауло, 1978.
375
74. Сигов А. А., Шурхал В. А. Агломера-
ционный процесс. Киев, 1969.
75. Скорчелетти В. В. Теоретическая элек-
трохимия. Л., Химия, 1970.
76. Снурников А. П. Комплексное исполь-
зование сырья в цветной металлургии. М.,
Металлургия, 1977.
77. Справочник по обогащению руд, т. 2,
ч. 2. М., Недра, 1974.
78. Сульфидирующий обжиг магнезиаль-
ной окисленной никелевой руды/С. П. Та-
циеико, Н. А. Филин, И. В. Михеева,
Г. М. Боборыкина. — Обогащение руд,
1981, № 2, с. 19—22.
79. Табунщиков Н. П. Производство из-
вести. М., Химия, 1974.
80. Татарников А. П. Ядерно-физические
методы обогащения полезных ископаемых.
М., Атомиздат, 1974.
81. Тациенко П. А., Плотникова 0. И.,
Афанасьева Р. Ф. Обогащение высокожеле-
зистых бокситов Казахстана с применением
магнетизирующего обжига. — В кн.: Разра-
ботка и внедрение схем и режимов обога-
щения руд цветных металлов, вып. 144,
Л., 1976, с. 43—52.
82. Тациенко П. А. Подготовка трудно-
обогатимых железных руд. М., Недра
1979.
83. Таужнянская 3. А., Шифрина Э. Д.
Оборотное водоснабжение на зарубежных
обогатительных фабриках. — Цветная метал-
лургия, 1974, № 2, с. 20—22.
84. Теория и технология флотации руд/
О. С- Богданов, И. И. Максимов, А. К- По-
денек, Н. А. Янис. М., Недра, 1980.
85. Теплотехника окускования железо-
рудного сырья/С. Г. Братчиков, Ю. А. Бер-
ман, Я- Л. Белоцерковский и др. М., Метал-
лургия, 1970.
86. Технология обогащения некондицион-
ных труднообогатимых марганцевых про-
дуктов/В. М. Хоревич, Ф. И. Нагирняк,
А. М. Комлев и др. — В кн.: Физико-хими-
ческие основы металлургии марганца. М-,
1977, с. 222—227.
87. TpyuiuH А. А. Прямое цифровое ре-
гулирование технологических параметров
обогатительных фабрик.—Обогащение руд,
1976, № 5, с. 37—39.
88. Унифицированные методы анализа вод.
М., Химия, 1971.
89. Фелпс Д. Д., Антее Дж. А. Скорость
охлаждения агломерата. — В кн.; Агломе-
рация и производство окатышей. М., Черме-
тинформация, 1964, с. 28—35.
90- Химический фазовый анализ алюмини-
евого сырья и неметаллических полезных
ископаемых/Н. Н. Масленицкий, М. Н. Фе-
дорова, Р. С. Мильнер и др. М., Недра, 1981.
91. Чернопятов С. Ф., Ш маненное И. В.
Технологическое оборудование и картиро-
вание месторождений. М., Недра, 1980.
92. Черняк А. С. Химическое обогащение
руд. М., Недра, 1976.
93. Яшин В. IJ.t Бортников А. В. Теория
и практика самоизмельчения. М., Недра,
1978.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Абсорбционные методы 22
Автоклавно-содовый процесс 139
Автоклавное упрочнение окатышей 233
Автоклавы, автоклавные процессы 129
Автоматизированная система управления
предприятием 343
Автоматизированный технологический ком-
плекс 342
Автоматический камерный фильтр-пресс 108
Авторадиография 290
Авторадиометрические контрольные станции
27
Авторадиометрический
метод 21
сепаратор КН 23
Авторадиометрическое обогащение 28
Агломер ацион н ая
установка 311
шихта 278
Агломерация, испытания 278
Агрегатарованные средства вычислительной
техники 346
Агрегатированный приборный комплекс
контроля и регулирования с переменной
структурой 346
средств аналитической техники 346
средств электрического регулирования 346
средств электроизмерительной техники 346
электрических аналоговых средств регу-
лирования 346
Адсорбционный анализ 258
Адсорбция 287
Азотнокислый процесс 151
Активная СаО 163
Активный хлор 165
Акт по отбору пробы 247
Алгоритм
НЦУ 355
сбора, обработки и вывода информации 363
экстремальной системы управления 356
Алгоритмическое обеспечение АСУ ТП 343
Аналитическая навеска 315
Барабанный коронный сепаратор 305
Барабан Рубина 312
Баланс полезных компонентов 369
Бентонит 218
Брикетирование
без связующих 238
со связующими 234
Вакуум 97
Вакуум-фильтр
барабанный с наружной 'фильтрующей по-
верхностью 98
дисковый 100
карусельный 106
ленточный 106
магнитный 100
Вальцовые прессы 139
Вертикальная скорость спекания 192
Весы 310
Вибрационный сепаратор
авторадиометрический 23
для сухого обогащения 64
Винтовой сепаратор 64
Влагоемкость шихты 202
Влажность
высушенных продуктов обогащения 117,
118
конечного продукта 77
относительная 117
равновесная 117
Влажные продукты 77
Вместимость аккумулирующих и распредели-
тельных складов 13
Внешняя влага 77
Внутренняя влага 77
Воздушно-сухие продукты 77
Возмущающие переменные 357
Восстановительно-сульфидизирующий об-
жиг окисленных никель-кобальтовых руд 57
Восстановптельно-хлорирующий обжиг
рутилового и ильменитового концентратов
60
труднообогатимых руд цветных металлов
61
Восстановительный дистилляционный обжиг
сурьмы 57
Восстановительный, пли магнетизирующий
обжиг
бедных труднообогатимых железных руд 56
высокожелсзистых бокситов 56
для доводки черновых ниобиевых, цирко-
новых и ильменитовых концентратов 58
нпкельсодержащих руд 56
окисленных медных руд 58
оловянных концентратов 57
Входные переменные 357
Выбор вакуум-фильтров, вспомогательного
оборудования 116
Высота
зоны уплотнения в сгустителе 84
капиллярного подъема жидкости 78
Выходные параметры 357
Вязкость ФМЖ 75
377
Газовая хроматография 259
Газодинамика агломерируемого слоя 195, 208
Газодинамические параметры системы эксла-
устер — агломерационная машина 209
Газоструйное самоизмельчение 36
Г амма-абсорбционный
метод 22
сепаратор РЖ-2Ж 27
Гаусманитовый процесс, химическая доводка
карбонатных марганцевых концентратов 135
Геологический блок 244
Гигроскопическая влага 77
Гидравлический пульсатор 300
Гидратная влага 184
Гидродинамические параметры системы экс"
гаустер — агломерационная машина 209
Гидрометаллургические процессы 127
Гидросепаратор 88
Гидроциклоны 89
Глубина сгустителя 84
Головное опробование 328
Горение топлива в агломерируемом слое 184
Гравитационная влага 77
Гранулометрический состав руды 20
Грохоты
вибрационные сабола нс ные для обезвожи-
вания 79
лабораторные 299
Г рохочение
окатышей 277
пробы 248
Датчики 345
Двойной электрический слой 295
Двухслойная загрузка шихты 215
Декрипитация 36
Десульфуризация окатышей 221
Дешламатор 89
Диаграмма состояния 38
Дисковые сепараторы 64
Дисперсия показателей качества руды 6, 12
Дистилляционный обжиг бедного сурьмя-
ного сырья в кипящем слое 57
Ди тионатный процесс 149
Дифрактограмма 256
Дифракционный анализ 294
Дифференциальное уравнение скорости филь-
трования 97
Дифференциально-термический анализ 256
Длина ленты конвейера, рудоразборка 18
Добавка реагентов, фильтрование 98
Дозирование компонентов шихты 223
Допустимые колебания показателей качества
руды 12
Достоверность контроля качества продук-
ции 322
Дробилки 296
378
Железофлюс, технология получения 206
Желобчатые сократители 308
Жидкие продукты 77
Зажигание шихты 203
Замкнутые системы 357
Золотосодержащие руды 144
Избирательное измельчение в струйных мель-
ницах 37
Избирательное раскрытие
драгоценных камней 37
зерен минералов 36
Измельчаемость 245, 275
Измельчение пробы 248, 328
Изменение изобарного потенциала реакции
окисления 40
НК-спектроскопия 291
ИК-спехтры
алкилсульфаты 293
амины и соли аммония 292
карбоновые кислоты и их соли 291
ксантогенаты 292
меркаптаны 293
Инициативный режим ввода информации 363
Интенсивность зажигания 203
Информационно-измерительные системы 347
Иониты 131
Ионообменная очистка 166
Испарение влаги 182
Испытания на обогатимость
алмазные руды 260
каолиновые руды 262
кварцевые руды 261
россыпи 261
сильномагнитных руд 283
слабомагнитных руд 263
хризотил-асбестовых руд 262
Исследования по применению оборотного
водоснабжен ня 177
Истиратели д 298
Итерационный способ поиска 371
Капиллярная влага 77
Капитальные затраты на АСУ ТП 369
Карбонатные соединения в шихте 184
Категория однородности материала 323
Качество агломерата 210
Квадратование 249, 328
Классификатор 300
Классификация АСУ ТП по признаку
организационному 350
технологическому 349
функциональному 349
Колебания качества руды
высокочастотные 14
длиннопериодные 14
среднечастотные 14
Комбинированный нагрев шихты 215
Комбинированный сульфидно-перокспдный
метод 168
Конвективная сушка 117
Конденсация влаги 183
Константа равновесия реакции окисления 40
Контакторы на деке стола 69
Контрастность руды 20
Конфигурация фильтрующей поверхности 99
Концентраты, химическая доводка
вольфрамовые 134, 139
железные 137
марганцевые 135
пирротиновые 137
серные флотационные 135
Концентрационный стол 301
Короино-электростатический сепаратор 306
Коэффициент
гидродинамического сопротивления шихты
196, 202, 208
комкуемости 202
перехода 282
регрессии 280, 282
скорости грануляции 202
сортировки пустой породы 18
сравнительной иамельчаемости 275
трения, скольжения, качения, формы ча-
стиц 62
экстинции 289
Кривая осаждения 275
Крупность
материала при фильтровании 97
пробы 243, 248
частиц при окомковании 217
Ленточный шлюз 72
Логическая структура передела флотации 360
Логическая обработка информации 363
Локальные регуляторы 346
Люминесцентный метод 22
Магнетизирующий обжиг, испытания 280
Магнитная радиоспектроскопия 293
Магнитные сепараторы 96
Магнитогидростатический сепаратор 302
Малая технологическая проба 244
Масса пробы 244, 247—248, 324, 341, 342
Математическая обработка информации 363
Материальная часть
АСАК 364
АСУ ТП 343
Материальный баланс сушки 119
Матрица планирования экспериментов 281
Машина флотоотсадочная 72
МГМ-сепаратор 75
Межконтурная оптимизация 359
Мельницы
рольганговые 298
шаровые и стержневые 296
Метод
Гаусса — Зайделя 280
крутого восхождения 280
максимального правдоподобия 371
нарушенного полного внутреннего отраже-
ния 291
отгонки 166
потенциометрического титрования 290
проверки данных по числу выступающих
точек 286
расчета сушилок по l--d-диаграмме 119
регенерации реагентов 132
Методика
малообъемного технологического опробо-
вания и картирования месторождений 244
определения адсорбции 287
Механическая прочность агломерата 194
Механический сократитель проб 338
Микроструктура агломерата 194
Минералогический анализ 252
Минеральный состав агломератов 191
Многоканальные ленточные сепараторы 23
Многоконтурные системы регулирования 358
Многоярусные радиальные сгустители 88
Моделирующая схема 245
Мокрые продукты 77
Мономинеральные фракции, методы полу-
чения 249
Накатывание мелкого топлива на гранулы
шихты 206
Напряжение объема установки по влаге 117
Начальное влагосодержание дымовых газов
118
Нейтронно-абсорбционные сепараторы 27
Нейтронно-абсорбционный метод 22, 33
Нейтронно-активационная
контрольная станция 27
крупнопорционная сортировка 29
Обезвоживание в штабелях
железного концентрата 78
магнетитового концентрата 78
Обезвоживающие ковшовые конвейеры 82
Обжиг
гликоземсодержащего сырья 42
известняка 41
магнетита 42
марганцевых минералов 43
ме дно-кобальтовых концентратов 5
379
окатышей 224
пиритсодержащего сырья (пирротинизиру-
ющий) 43
пиритсодержащих молибденовых продук-
тов 44
ртутных и оловянных руд
РУД редких и рассеянных элементов 45
руд, содержащих сурьму (дистилляцион-
ный) 45
сидеритовых руд 43
сурьмяных руд и концентратов 51
фосфатных бедных руд 42
цинковых концентратов 51
Обогатимость, испытание, см. Испытание на
обогатимость 260
Обогащение
в тяжелых суспензиях, испытания 262
на концентрационных столах, испытания
262
на шлюзах, испытания 262
Оборотное водоснабжение на обогатительных
фабриках
Акджальской 178, 179
Алмалыкского ГОКа 173
Джесказганской 172
Гайской 172
Ждановской 175
зарубежных 179
Золотушинской 174
Зыряновской 178
Кировоградской 173
Ковдорского ГОКа 176
Лебединского ГОКа 176
Лен иногорской 177
Тырныаузской 178
Учалинской 175
Ярославского ГОКа 176
Объем выборки точечных проб 323
Одноканальный ленточный авторад неметри-
ческий сепаратор 23
Одноконтурные системы регулирования 357
Одноярусный радиальный сгуститель 85
Оже-электронная спектроскопия 294
Озонаторы 166
Окомкование, испытания 279
Окомкователь 310
Оперативный учет 367
Операционные системы 344
Определенная система уравнений баланса
370
Оптимизация флотационного процесса 358
Оптическая микроскопия 294
Организационно-функциональная часть
АСАК 364
АСУ ТП 342
380
Осаждение металлов 130
Осветление 84
Осветление сточных вод и очистка, реагенты
164
Остаточная засоренность руды 18
Отбор пробы, способы 243
бороздовый 246
валовой 247
вычерпыванием 247
задирковый 247
канавы 247
керновый 246
точечный 246
шурфы 247
Отмучивание 258
Отсадка, испытания 262
Отсадочная машина 301
Оттирочный скруббер пропеллерного типа 35
Охлаждение
агломерата 210
окатышей 221
Очистка сточных вод
биохимическая 169
глубинноадгезионной сепарацией 168
жидким хлором 165
ионообменная 166
методом отгонки 166
от ионов тяжелых металлов 164
от керосина и других нефтепродуктов 168
от ксантогенатов, дитиофосфатов, суль-
фидов 166
от мышьяка 168
от фтора 168
от цианидов и роданидов 165
реагентными методами 165
электрохимическим методом 166
«Параметр решетки» 194
Параметры
вещественного состава 245
состояния 357
Партия 315
Паспорт пробы 248
Перелопачивание пробы 248
Перемешивание пробы 248
Переопределенная система уравнений ба-
ланса 371
Переработка полиметаллических руд 149
Периоды спекания 182
Перколяция 129
Пластинчатый сгуститель 89
Пленочная влага 77
Плоскостной сепаратор 63
Подведение итогов учета 368
Подготовка к агломерации 197
Подогрев шихты 205
Подсушка пробы 248
Показатели
сгущения продуктов 275
фильтрования 277
Показатель
контрастности руды 20
экономической оценки концентрата 284
Полиакриламид 164
Полупромышленные испытания 259
Потенциал протекания 295
Практика флотогравитации 72
Предварительная обработка флотационной
пульпы сернистым газом 133
Предварительный магнетизирующий обжиг
133
Представительность пробы 243, 315
Проба
конечная лабораторная 315, 328
объединенная 315, 328
простая, смешанная 179
точечная 315, 324, 341
Пробоотбиратели механические 330
Пробоподготовительная — сократительная
установка 338
Программное обеспечение АСУ ТП 343, 345
Продукты, химическая переработка
висмутсодержащие 143
марганецсодержащие 149
молибденсодержащи е 142
ниобиевые 146
Производительность
витка винтового сепаратора 64
дробилки, регулирование 351
наклонной плоскости 63
обжиговой установки 280
Прокаленные продукты 77
Промывка, испытание 261
Промышленные испытания 259
Процедурная модель 363
Процесс
диссоциации 39
Мостовича 147
Равновесная влажность 117
Радиометрическая
крупнопорционная сортировка 19
сепарация 20
Радиометрические контрольные станции РКС
27
Радиометрический метод определения адсорб-
ции 288
Разгрузочное устройство 11, 122
Разделение минералов
в магнитном поле 251
в тяжелых жидкостях 250
электрическом поле 252
магнитно-гидростатической сепарацией 251
химическая доводка 252
Разложение карбонатов при обжиге 221
Размер окатышей 221
Расход
дымовы х га зов 121
испаренной влаги 119
тепла на обжиг 222
Расчет
агломерационной шихты 369
выходов продуктов 369
плановых показателей 367
Реактор
с комбинированным перемешиванием 129
с пневматическим перемешиванием 129
трубчатый для хлорирующего обжига 60
Рентгенограмма 255
Рентгенолюмииесцентные сепараторы 24
Рентгенорадиометрическая контрольная стан-
ция РКС 28
Рентгенорадиометрические сепараторы 24
Рентгенорадиометрический метод 21
Рентгенорадиометрическое обогащение 29
Роль воды в процессе окомкования 217
Ручной режим ввода информации 363
Свободная неактивная, связанная СаО 42
Связующие добавки 206, 218
известь 235
каменноугольная смола 236
каменноугольный пек 236
растворимое стекло 234
сульфитные щелоки 234
сульфит-спиртовая барда 234
эмульсии 236
Сгуститель лабораторный 310
Сбграционный обжиг
окисленных и карбонатных медных руд 61
Пирротиновых концентратов 62
Сегрегационный процесс 133
Седиментационный анализ 258
Селективная подготовка шихты 206
Сепаратор
вибрационный 64
винтовой 63, 71
гамма-абсорбцпопный 27, 33
дисковый 64
для абсорбционных радиометрических ме-
тодов 27
для эмиссионных методов 22
ленточный 64
лотково-барабанный 63
381
нейтронно-абсорбционный 27, 33
плоскостной 63
Сепарация
магнитогидродинамическая (МГД) 74
магнитогидростатическая (МГС) 75
магнитогравиметрическая (МГМ) 75
радиометрическая 20
рентгенолюминесцентная 29
фотометрическая 133
Симплексный метод 284
Систематические погрешности отбора 327
Системы
автоматизации программирования 344
оперативного технологического опробова-
ния 329
Склад
автомобильно-железнодорожный 17
для усреднения комплексной руды 14
открытый 14
Скорость
гетерогенных процессов 39
осаждения частиц 258
Сливы сгустителей 161
Смесители ЗЮ
Смешивание и окомкование шихты 201, 223
Содержание «активного» хлора, методика
определения, расчет 165
Содовый процесс спекания 135
Сокращение пробы 248, 328
Сорбционные и экстрационные методы из-
влечения металлов 131
Составление агломерационной шихты 198
Спектрометр
порошковый 365
пульповый 364
рентгеновский многоканальный 364
Спектрофотометрический метод определения
адсорбции 289
Способ кольца и конуса 248, 328
Способы усреднения руды 68
Среднее квадратическое отклонение
выходов 371
показателей качества 6
Средства
для ручного отбора и сокращения проб 330
обработки информации 345
получения исходной информации 345
управления технологи чески м процессом
345
цифровой вычислительной техники 346
Стандартизованные методы контроля товар-
ной продукции 315
Степень
внутриштабельного усреднения 6
восстановления 280
382
металлизации 279
окомкования 201
соответствия признака разделения 20
усреднения руды 6
Сточные воды с высокой концентрацией вред-
ных веществ, очистка 171
Структура обожженных окатышей 220
Структурно-алгоритмическая часть
АСАК 364
АСУ ТП 343
Суммарная погрешность опробования и ана-
лиза 315, 326
Сушилки
барабанные противоточные 123
барабанные прямоточные 121
кипящего слоя 124
с вращающимся барабаном 126
турбинные 123
шнековые 126
Сушка окатышей 219
Схема оборотного водоснабжения при обога
щении
барито-полиметаллических руд 169
на зол отоизв лека тельных фабриках 169
свинцово-цинковых руд 119
Схема
оборотного водоснабжения поцикловая 169
подземного выщелачивания 129
Схемы
комбинированные обогащения 127
фильтровальных установок 112
Тарельчатый гранулятор 310
Температура точки росы 117
Теоретический расход абсолютно сухого воз-
духа 118
Тепловой баланс 192
Теплообмен 192
в агломерируемом слое 191
Термическая диссоциация окислов 40
Термический анализ 256
Термогравиметрический анализ 256
Термообработка агломерата 216
Технико-экономическая эффективность АСУ
ТП 368
Технологическая оценка запасов 245, 246
Технические условия отбора проб 247
Т ехнологический
баланс 369
объект управления 342
Технологическое опробование
оперативное 315
балансовое 315
Товарная хлорная известь 167
Товарное
извлечение 373
опробование 315, 323
Товарный
баланс 369
концентрат 373
Трехканальный фотометрический сепаратор
«Кварц» 25
Трубка Халлимонда 306
Труднообогатимые окисленные и смешанные
медные руды 147
Тяжелые жидкости, основные характеристи-
ки 251
Удаление пустой породы
в цикле дробления 36
после проведения буровзрывных работ
36
Удельная
теплоемкость 192
магнитная восприимчивость 305
площадь сгущения 275
производительность фильтрования 278
производительность агломерационной уста-
новки 279
поверхность 258
площадь сгущения 84
Удельный расход газа 120, 183
Укладка
окатышей 224
постели и шихты на агломерационную
машину 203
Ультразвуковая очистка поверхности мине-
ралов 36
Управляющие воздействия 357
Управляющие добавки 218
Упрочняющий обжиг окатышей 219
Упругость диссоциации 40
Уравнение
Пуайзеля 96
регрессии 280
Фика 39
Ускорение осаждения 84
Устройства для перемешивания пульпы в ре-
акторах 128
Факторы процесса 280
Ферромагнитная жидкость 75
Фильтровальная установка 339
Флотация, испытания
измельчение 264
ионный состав воды 265
контакт пульпы с реагентами 264
продолжительность 265
расход воздуха 265
реагенты 264 , 266, 275
содержание твердого 264
схемь! 265
температура пульпы 265
Флотация, особенности
многомерность 357
недостаточная изученность 357
разнообразие технологических процессов
357
сложность структуры технологических
схем 357
Форма минеральных частиц, коэффициент
формы 62
Формирование физической структуры агло-
мерата 193
Формула
Кинча 276
Локонова 326
Стокса 255
Чечотта 324
Фотоколориметрический метод определения
адсорбции 289
Фотолюминесцентное обогащение флюорито-
вых руд 30
Фотометрическая сепарация золотосодержа-
щих руд 30
Фотометрический метод 22
Фотометрический сепаратор
с лазерным источником света «Модель 16»
25
фирмы «Гансоне Сортекс лимитед» 25
«Фотон» 24
ЦНИИолово и НПО «Буревестник»
Фотонейтронная контрольная станция
РКС-2Б 27
Фотонейтронное обогащение бериллиевых
РУД 28
Фотонейтронные сепараторы 24
Фотонейтронный метод 21
Функциональные подсистемы АСУ ТП 343
Хвостохранилище 161
Хвосты 161
Химико-минералогические превращения при
агломерации 187
Химический состав агломерата 210
Химический фазовый анализ руды 253
алюминиевой 254
вольфрамовой, молибденовой и висмут-
содержащей 254
железной и марганцевой 255
медной 254
никелевой 254
оловянный 255
полиметаллической 254
383
Хлорирование 59
Хлорирующий обжиг никелевого концен-
трата 60
ЦВМ 347
Целевая функция 280
управления мельницей 356
Циклический режим ввода информации 363
Частная проба 243
Число
приемов сокращения пробы 249
проб 244, 322
Шахтная печь 61
Шламовый анализ 258
Электролиз 130
Электронная спектроскопия 293
Электронно-зондовый рентгеноспектральный
микроанализ 257
Электронный резонанс
парамагнитный 293
спиновый 293
Электроосмос 295
Электрохимический процесс 151
Энтальпия газов 118
Эффект Дорна 295
Эффективная кажущаяся плотность ФМЖ
76
Эффективность экстракционного процесса 132
Ядерный магнитный резонанс 293
<р-потенциал 295
е-потенциал ^295