/
Автор: Богданов О.С.
Теги: полезные ископаемые сырье горное дело минералогия горная промышленность
Год: 1983
Текст
w. 0
СПРАВОЧНИК
ПО ОБОГАЩЕНИЮ
РУД
ОСНОВНЫЕ ПРОЦЕССЫ
ИЗДАНИЕ ВТОРОЕ, ПЕРЕРАБОТАННОЕ И ДОПОЛНЕННОЕ
Заслуженный д₽а-ад, науки и “ехцм^н РСФСР, лауреат Г осударстиейЕюн
премии СССР, , д э тгхи h«vk 0 С SoedartGe (]j редактор), чауредг
I осударезеиной срсчи,! СССР II К /Iaunwiwk, инл Fi J преф ,
д р тех]] navx jV Н Еропкин, Д-р техн наук 5 Б Кнэтбальгер, Лауре?!
Гссударстйрккой пвекяи СССР, кар,’ тс-хн нвукЯ й Илкс'хлав, др те^н
киЛ И Поваров, гр<хр , д-р техн uavir К Л Раоу\с*
«ГГк"Иа еЛГНРД» )ЧК1
ОГЛАВЛЕНИЕ
Раздел I
ГРАВИТАЦИОННОЕ ОБОГАЩЕНИЕ
Глава 1. Теоретические основы .... 5
§ 1. Общие принципы разделения ча-
стиц при гравитационном обогащении 5
§ 2. Разделение частиц в вертикальном
потоке жидкости...................... 7
§ 3. Разделение частиц в потоках жид-
кости малой толщины ................. 9
§ 4. Кинетика гравитационных процес-
сов .................................13
Глава 2. Промывка ......... 14
§ 1. Процесс промывки ..............14
§ 2. Промывочные машины и устрой-
ства ...............................17
§ 3. Расчет производительности промы-
вочных машин .......................26
§ 4. Практика работы промывочных ма-
шин ................................27
Глава 3. Обогащение в тяжелых суспен-
зиях ...............................29
§ 1. Процесс обогащения в тяжелых
суспензиях .........................29
§ 2. Свойства тяжелых суспензий... 29
§ 3. Утяжелители ...................32
§ 4. Движение рудных тел в тяжелой
суспензии...........................33
§ 5. Сепараторы для обогащения в тя-
желых суспензиях....................34
§ 6. Эффективность обогащения в тяже-
лых суспензиях. Производительность се-
параторов ..........................36
§ 7. Практика обогащения в тяжелых
суспензиях .........................39
§ 8. Обогащение мелкозернистого мате-
риала в центробежном поле...........43
§ 9. Разновидности процесса обогаще-
ния в тяжелых средах................43
Глава 4. Отсадка ...................44
§ 1. Процесс отсадки................44
§ 2. Режим и регулирование процесса
отсадки.............................50
§ 3. Отсадочные машины..............53
§ 4. Практика работы отсадочных ма-
шин ................................70
Глава 5. Концентрация иа столах... 83
§ 1. Процесс концентрации на столах 83
§ 2. Режим и регулирование процесса
концентрации на столах..............86
§ 3. Концентрационные столы.........90
§ 4. Практика работы концентрационных
столов .............................101
Глава 6. Обогащение иа шлюзах. . . . 104
§ 1. Процесс обогащения на шлюзах. . 104
1*
§ 2. Технологические и конструктивные
параметры шлюзов...................105
§ 3. Конструкции шлюзов ...........106
§4. Практика работы шлюзов . . . .112
Глава 7. Обогащение в желобах . . .113
§ 1. Процесс обогащения^ суживающих-
ся желобах ........................113
§ 2. Основные параметры суживающихся
желобов............................114
§ 3. Конструкции аппаратов.........114
§ 4. Практика работы аппаратов . . .117
Глава 8. Обогащение на винтовых сепа-
раторах ...........................120
§ 1. Процесс обогащения на винтовом
сепараторе . . . . “..............120
§ 2. Конструктивные и технологические
параметры винтовых сепараторов.... 122
§ 3. Винтовые сепараторы и шлюзы . . . 124
§ 4. Практика работы винтовых сепа-
раторов ...........................127
Раздел II
МАГНИТНОЕ ОБОГАЩЕНИЕ
Глава 1. Теоретические основы .... 132
§ 1. Основные понятия о величинах, оп-
ределяющих поведение тел в магнитном
поле ................................132
§ 2. Магнитные свойства минералов , . . 135
§ 3. Магнитные поля сепараторов. ... 141
§ 4. Динамика движения руды и пульпы
в сепараторах........................148
§ 5. Производительность сепараторов и
факторы, влияющие на процесс магнит-
ного обогащения......................152
§ 6. Подготовка руды перед магнитным
обогащением....................... . . 155
Глава 2. Оборудование для магнитного
обогащения ..........................158
§ 1. Магнитные и электромагнитные се-
параторы со слабым полем для сухого
обогащения ..........................162
§ 2. Магнитные сепараторы со слабым
полем для мокрого обогащения .... 167
§ 3. Электромагнитные сепараторы со
слабым полем для регенерации ферро-
магнитных утяжелителей ..............177
§ 4. Электромагнитные сепараторы с
сильным полем для сухого обогащения 183
§ 5. Магнитные и электромагнитные се-
параторы с сильным полем для мокрого
обогащения ..........................190
§ 6. Аппараты для намагничивания и
размагничивания руд и магнитные дешла-
маторы ..............................198
Глава 3. Практика магнитного обога-
щения ...............................202
§ 1. Обогащение сильномагнитных руд 202
§ 2. Обогащение слабомагнитных руд. . 206
§ 3. Пути развития магнитного обога-
щения . .............................207
3
Раздел III
ЭЛЕКТРИЧЕСКОЕ [ОБОГАЩЕНИЕ,
КЛАССИФИКАЦИЯ И ОБ ЕСПЫ ЛИ-
ВАНИЕ
Глава 1. Физические основы электри-
ческого обогащения.................
§ 1. Общие сведений................
§ 2. Способы сообщения частицам элек-
трических зарядов .................
§ 3. Силы, действующие на частицы в
электрическом поле ................
§ 4. Подготовка материала к электри-
ческой сепарации ..................
Глава 2. Оборудование для электриче-
ской сепарации ....................
§ I. Классификация электрических се-
параторов .........................
§ 2. Сепараторы для разделения мине-
ралов по электропроводности .......
§ 3. Трибоэлектростатические сепара-
торы ..............................
§ 4. Пироэлектрические и диэлектриче-
ские сепараторы....................
§ 5, Электрическая классификация . . ,
§ 6. Высоковольтные устройства для
электрических сепараторов .........
Глава 3. Практика электрического обо-
гащения '..........................
§ 1. Доводка черновых концентратов руд
редких металлов и алмазов..........
§ 2. Обогащение железных руд и неме-
таллических полезных ископаемых. , .
§ 3. Пути развития электрического обо-
гащения ...........................
Раздел IV
ФЛОТАЦИЯ
Глава 1. Теоретические основы . . . .
§ 1. Термодинамический анализ возмож-
209
209
211
213
216
218
218
219
226
229
23!
235
235
235
240
242
246
ности прилипания частицы к поверхно-
сти раздела жидкость—газ..........246-
§ 2. Естественная флотируемость мине-
ралов .............................247
§ 3. Назначение флотационных реаген-
тов ............................. 248-
§ 4. Виды адсорбции флотационных ре-
агентов ...........................248
§ 5. Механизм действия флотационных
реагентов ....................... 250-
§ 6. Кинетика флотации ............260
Глава 2 Флотационные реагенты . . . 263
§ I. Основные флотационные реагенты 263-
§ 2. Основные флотационные реагенты,
производящиеся за рубежом........ 290-
Глава 3- Флотационные машины . . . 292‘
§ 1. Механические флотационные маши-
ны ................................293
§ 2. Пневмомеханические флотационные
машины........................... 306-
§ 3. Пневматические флотационные ма-
шины ............................ 322'
§ 4. Флотационные машины для круп-
нозернистой флотации............. 326*
§ 5. Практика применения флотационных
машин различных типов........... . 327
Глава 4, Схемы и режимы флотации . . 330-
§ I. Схемы флотации.............. 330-
§ 2. Режимы флотации...............338
§ 3. Флотация шламов............ 372'
§ 4. Ионная флотация ............ 373-
§ 5. Разрушение пены ..............374
Список литературы ............... 376-
Предметный указатель............. 3791
РАЗДЕЛ I
ГРАВИТАЦИОННОЕ
ОБОГАЩЕНИЕ
Глава 1
Теоретические основы
§ 1. Общие принципы
разделения частиц
при гравитационном обогащении
Гравитационными процессами обогащения на-
зываются процессы, в которых разделение
минеральных частиц, отличающихся плот-
ностью, размером или формой, обусловлено
различием в характере и скорости их движе-
ния в среде под действием силы тяжести и сил
сопротивления.
К гравитационным процессам относятся
отсадка, концентрация на столах, обогаще-
ние на шлюзах, желобах, винтовых сепарато-
рах, обогащение в тяжелых жидкостях и
суспензиях *, гравитационная классифика-
ция (см. раздел Ш первой книги Справоч-
ника), сгущение пульпы (см. раздел II
третьей книги Справочника) и частично про-
мывка руд.
В качестве среды, в которой осуществляется
гравитационное обогащение, используют
воду, воздух, тяжелые суспензии и жидкости.
Разделение частиц при гравитационном
обогащении обычно происходит в движущейся
среде с достаточно большим содержанием
твердого. В этих условиях на частицы кроме
силы тяжести действуют силы:
гидродинамические (подъемная сила и сила
сопротивления при обтекании частиц жидко-
стью);
возникающие при столкновении частиц и их
треиии;
трения частиц о дно или стенки машины,
в которой осуществляется обогащение.
Определяющей силой является гравита-
ционная, хотя ее действие нельзя рассматри-
вать изолированно от других указанных сил.
Гравитационная сила определяется массой
тела и ускорением свободного падения g.
Сообщение частицам знакопеременных сим-
метричных ускорений (например, с помощью
вибраций) со средним значением больше g
неизбежно уменьшает влияние гравитацион-
ной силы, увеличивая перемешивание частиц,
что в конечном счете должно приводить
* В некоторых случаях обогащение в тяжелых
суспензиях производится в поле центробежных
сил.
к ухудшению процесса разделения. Поэтому
в применяемых на практике гравитационных
машинах и аппаратах (за исключением про-
мывочных машин), ускорение, сообщаемое
внешними силами частицам, как правило, не
превосходит ускорения силы тяжести.
В гравитационной машине (аппарате) ча-
стицы руды транспортируются вдоль нее
водой, воздухом или с помощью вибраций
поверхности, на которой производится обога-
щение, одновременно перемещаясь в верти-
кальном или близком к нему направлении под
действием силы тяжести. Распределение ча-
стиц по высоте потока, определяющее их
разделение, происходит в соответствии с их
крупностью, плотностью и формой в резуль-
тате совместного действия указанных сил.
При одинаковой крупности и форме частиц,
разделение происходит тем успешнее, чем
больше разница в плотностях разделяемых
минералов. Можно выделить два вида разделе-
ния частиц — гидравлическое и сегрега-
ционное.
Гидравлическим называется раз-
деление частиц, при котором силы взаимодей-
ствия между частицами малы по сравнению
с гидродинамическими силами. Гидравличе-
ское разделение происходит по законам сво-
бодного и стесненного падения частиц (см.
раздел III первой книги Справочника). При
разделении более крупные частицы, имеющие
большую скорость свободного падения, рас-
полагаются, как правило, ниже гидравли-
чески менее крупных; в стесненных условиях
при большой объемной концентрации частиц
гидравлически мелкие частицы могут рас-
полагаться ниже крупных.
Сегрегационным (сегрегацией)
называется разделение частиц в условиях их
соприкосновения, при которых силы взаимо-
действия между частицами преобладают над
гидродинамическими. Сегрегация может про-
исходить под влиянием возмущающих сил
переменного направления, возникающих при
колебаниях среды, в которой производится
обогащение (отсадочные машины), или при
колебаниях рабочей поверхности аппарата
(концентрационные столы, вибрационные
шлюзы). Экспериментально установлено, что
при сегрегации частиц одинаковой плотности
мелкие частицы располагаются ниже круп-
ных; при сегрегации частиц различной плот-
ности в нижнем слое располагаются мелкие
тяжелые частицы, над ними — слой крупных
тяжелых частиц с мелкими легкими, в верх-
нем слое — крупные легкие частицы. Ско-
рость расслаивания при сегрегации увеличи-
вается с повышением крупности и разности
в плотностях разделяемых частиц, интенсив-
ности вибраций и уменьшением толщины
слоя. Она зависит также от формы частиц.
Наблюдаемое при сегрегации всплывание
крупных тел в колеблющейся среде, состав-
ленной из мелких частиц, объсвяется тем, что
сила сопротивления при движении крупных
частиц вверх меньше, чем при движении их
вниз [37]. Сегрегация происходит также и
без вибраций в потоках пульпы с большим
содержанием твердого, текущих по наклои-
5
Рис. 1.1. Распределение тяжелых и легких частиц
до (а) и после (tf) разделения смеси:
Яо — высота смеси до разделения; и Ня —
высота слоя соответственно тяжелых и легких
•частиц
«ым поверхностям, при скольжении друг
по другу слоев частиц, расположенных на
различном расстоянии от твердой поверх-
ности н перемещающихся с различной ско-
ростью. При этом возникают дополнительные
силы, зависящие от градиента скорости,
обусловливающие преимущественное движе-
ние вверх крупных частиц [82].
Сегрегация имеет значение для тех гравита-
ционных процессов, при которых объемное
содержание твердого в пульпе достаточно
велико (40- 50 %). К таким процессам отно-
сятся, например, отсадка, концентрация на
столах и в суживающихся желобах. Для
промывки и обогащения в тяжелых суспен-
зиях (за исключением обогащения на вибро-
желобах) сегрегация не имеет существенного
значения. При гравитационном обогащении
часто в одной машине сочетаются оба про-
цесса — гидравлическое разделение и сегре-
гация.
Гравитационные процессы являются мас-
совыми, в них одновременно участвует боль-
шое количество частиц, физические свойства
которых (плотность, размер, форма) изменя-
ются, как правило, не скачкообразно, а не-
прерывно в определенных интервалах. Массо-
вость и наличие «неупорядоченного» переме-
шивания, вызванного турбулентными пульса-
циями среды и соударениями частиц, позво-
ляют характеризовать гравитационные про-
цессы как «квазидиффузию частиц», происхо-
дящую в полях силы тяжести и гидродинами-
ческих. При этом кроме закономерного пере-
мещения частиц, приводящего к их разделе-
нию, наблюдается случайное перемещение,
нарушающее разделение и существенно за-
медляющее процесс. Как показывают иссле-
дования [57, 66], случайные перемещения
при гравитационных процессах подчиняются
статистическим закономерностям.
В гравитационных аппаратах и машинах
разделение частиц происходит в разрыхлен-
ных слоях, в которых твердые частицы нахо-
дятся во взвешенном состоянии, обусловли-
ваемом воздействием на них жидкости, газа
или вибрирующих твердых стенок. Толщина
взвешенных слоев колеблется в широких
пределах — от нескольких метров (тяжело-
6
средние сепараторы, сгустители, гравитацион-
ные классификаторы) до миллиметров (кон-
центрационные столы, шлюзы).
Энергетическая теория раз-
деления частиц. При разделении
в любой гравитационной машине взвесь
минеральных частнц в жидкости прибли-
женно можно рассматривать как механиче-
скую систему тел, находящуюся в поле силы
тяжести в неустойчивом равновесии.
Такая система обладает потенциальной
энергией, величина которой при условии
равномерности распределения частиц различ-
ной плотности по высоте взвеси определяется
выражением
= O,5scfg77g, (1.1)
где s — площадь горизонтального сечения
камеры, в которой происходит разделение;
а = (1 — т) (рт — рж) — относительная
плотность взвеси; т — коэффициент разрых-
ления взвеси (объемное содержание жидкости
во взвеси), рт, рж — плотность соответ-
ственно твердых частнц (средневзвешенная)
и жидкости; Но — высота взвеси.
Взвесь стремится занять положение устой-
чивого равновесия, достигаемое, согласно
принципу Дирихле, при условии минималь-
ности ее потенциальной энергии. Этому усло-
вию отвечает разделение взвеси на слои,
в нижних из которых сосредоточиваются
преимущественно частицы большей плот-
ности, а в верхних — меньшей. Как правило,
разделение взвесей в гравитационных про-
цессах обогащения происходит с уменьше-
нием потенциальной энергии системы. Однако
в условиях сегрегации возможны случаи
(обычно при ускорениях больших g), когда
«всплывание» крупных частиц в слое мелких
происходит при увеличении потенциальной
энергии системы [37].
Изменеине потенциальной энергии взвеси
частиц двух плотностей в результате полного
разделения будет равно (рис, 1.1)
А£ = [0,50^2-0,50^ —
— Оз (Нj 4* 0,5/Л) Т/2] gs, (1-2)
где о, Oj и о2 — относительная плотность
соответственно всей взвеси до разделения и
ее частей после разделения.
Поскольку при разделении частиц потен-
циальная энергия должна уменьшаться
(Д£> 0), из равенства (1.2) с учетом постоян-
ства объема и массы частиц смеси до и после
разделения получается следующее условие
разделения взвеси частиц двух плотностей
в гравитационном поле:
ai>№3. (1.3)
где
К = (277х + - На) Н2/(Н0 - ЯД Ях. (1-4)
Если общая высота взвеси при разделении
не изменяется (Но — + Я3), то К = 1 и
неравенство (1.3) примет вид
ах>о3. (1.5)
Условие (1.5) экспериментально установ-
лено П. В. Лященко [44] при изучении разде-
I
I
I
с
г
}
с
ления частиц, взвешенных вертикальным
потоком жидкости.
Качественную оценку гравитационного про-
цесса разделения теоретически можно про-
изводить по величине относительной убыли
потенциальной энергии Д£/£о. Последнее
для условий полного разделения двухкомпо-
нентной смеси определяется из соотношения
[37]
А£/£о = (k1P - 1) Са (1 - а)/[ра +
4- (1 - а) [(1 -а)^ + а], (1.6)
где &!=(!— mj/fl — т3) — отношение
объемных содержаний твердого во взвесях
после разделения; р = (рТ( — РЖ)/(РЪ —
— Рж)> £ = РТ1/рт2> а — масс°вое содержание
компонента плотностью pTj в исходной смеси
(рТ1 > РтЛ д°ли ед-
Чем больше А£/£о, тем успешнее должен
происходить процесс разделения. Анализ
выражения (1.6) показывает, что А£/£в
увеличивается с увеличением kr и £ (при
постоянном значении pTJ. Таким образом,
с повышением разности плотностей (при
постоянных размерах) или размеров частиц
(при постоянных плотностях) разделение их
должно улучшиться, что подтверждается
практикой обогащения.
Зависимость А£/£о от а имеет максимум
при некотором среднем значении содержания,
находящемся в пределах 44—57 % для рт =
— 3 — 7 г/смэ, pTj = 2,65 г/см3 [37]. С этой
точки зрения, руды с малым или большим
содержанием одного из компонентов при
прочих равных условиях должны обогащаться
с меньшей эффективностью, чем содержащие
среднее его количество.
Энергетическая теория определяет лишь
общие принципы разделения и, не рассматри-
вая конкретные условия ведения процесса,
не дает ответа на вопрос о механизме разделе-
ния частиц в гравитационных аппаратах.
Гравитационные процессы можно подраз-
делять [37] на осуществляемые в объеме
пульпы (обогащение в тяжелых суспензиях,
отсадка, гидравлическая классификация, сгу-
щение) и в потоках малой толщины.
Существенное значение для процессов имеют
закономерности разделения в вертикальном
потоке жидкости (для обогащения в объеме
пульпы) и во взвесенесущем потоке (для
обогащения в потоках малой толщины).
§ 2. Разделение частиц
в вертикальном потоке жидкости
Взвешенные в вертикальном восходящем
потоке жидкости слои, каждый из которых
состоит из частиц одинаковых размеров и
плотности, располагаются снизу вверх по
уменьшению их плотности, определяемой из
соотношения [44]
Рп — Ржт + Рт (1 — /п). G-7)
Указанное положение является также след-
ствием применения энергетической теории
ко взвеси из рассматриваемых слоев [37].
Если общая высота двухкомпонентной
взвеси в результате разделения на два слоя не
изменится, то в соответствии с неравенством
(1.5) условие разделения примет вид
4- (1 - т2) (рТ1 - рТг)/(рТ( - Рж),
(1.8)
где т1г т2 — коэффициенты разрыхления
слоев.
Поскольку взвеси частиц подчиняются
закономерностям стесненного падения, то для
каждого из слоев справедливо равенство
*ст = 1'сВ1<1 = t1-9)
где DcT — скорость потока жидкости вне
слоя; оСВ1> oCBj — скорости свободного паде-
ния частиц; пх, пг — показатели степеней,
зависящие от числа Рейнольдса, рассчитанные
по скоростям свободного падения частиц.
Для крупных (падающих в свободных усло-
виях по закону Риттингера) и мелких (падаю-
щих по закону Стокса) шарообразных частиц
значение п соответственно равно 2,39 и 4,65
(см. раздел Ill первой книги Справочника).
Отношение диаметров шарообразных частиц
данной плотности, разделяемых в вертикаль-
ном потоке жидкости, рассчитывается из
равенства (1.9), с учетом значения п по
формулам:
для крупных частиц
rf2/rfi = (ш1/^)4’78 (РТ1 - Рж)/(РТг - рж);
(1-Ю)
для мелких частиц
“Ш = (т,/т2}».зз |/(Рт,-Рж)/(Р,,-Р,«) ,
(1-11)
где dlt d2 — диаметры разделяемых частиц.
При этом коэффициенты разрыхления тх
и т2 связаны неравенством (1.8), означающим,
что для осуществления разделения при задан-
ных значениях рт , рт , рж и т2 коэффициент
разрыхленпя не может превышать некото-
рого граничного значения, стоящего в правой
части неравенства.
В табл. 1.1 приведены теоретические пре-
дельные (максимальные) отношения диаметров
шарообразных частиц, разделяемых в верти-
кальном потоке воды при различных коэффи-
циентах разрыхления верхнего слоя, рассчи-
танные по уравнениям (1.10), (1.11) при допу-
щении, что тх достигает указанного выше
граничного значения; плотность частиц верх-
него слоя pTi равна плотности кварца.
Экспериментальные значения отношений
диаметров рудных частиц, разделяемых
в вертикальном потоке жидкости, несколько
ниже теоретических (см. табл. 1.1) вследствие
неравномерности поля скоростей жидкости
по сечению аппарата, различия в форме
частиц, а также уменьшения значения гпх по
сравнению с граничным, необходимого для
Таблица 1.1
Отношение диаметров шарообразных частиц, разделяемых в вертикальном потоке воды {рт = 2,65 г/см3)
рТ1, г/см3 т2
0.48 0.50 0,52 0,55 0,60 0,65 0,70 0,75 0,80 | 1,00
3 2,78 1,64 2,62 1,59 2,48 1,55 2,30 1,50 2,05 1,42 1,86 1,35 1,71 1,30 1,59 1,24 1,49 1,21 1,21
4 12,1 3,38 10,7 3,16 9,57 3,02 8,14 2,78 6,37 2,48 5,13 2,23 4,22 2,02 3,55 1,85 3,03 1,72 1,82 1,35
5 25,5 4,81 22,1 4,53 19,4 4,22 15,8 3,82 11,8 3,32 9,02 2,91 7,10 2,60 5,70 2,34 4,67 2,14 2,42 1,55
G 41,1 6,09 35,2 5,70 30,3 5,28 24,5 4,80 17,7 4,07 13,2 3,57 10,1 3,11 7,94 2,77 6,35 2,48 3,03 1,74
7 58,1 7,30 49,3 6,55 42,1 6,21 33,7 5,60 23,9 4,77 17,6 4,09 13,3 3,59 10,2 3,15 8,06 2,78 3,64 1,91
8 75,8 8,30 64,0 7,64 54,4 7,09 43,2 6,30 30,4 5,36 22,0 4,59 16,4 3,93 12,6 3,46 9,79 3,09 4,25 2,06
10 112,9 10,0 94,7 9,10 80,0 8,53 63,0 7,60 43,6 6,44 31,1 5,44 22,9 4,69 17,2 4,08 13,3 3,56 5,45 2,33
Примечание. Верхние цифры соответствуют отношениям диаметров крупных частиц (для которых справедлив закон- Риттингера), нижние —
мелких частиц (для которых справедлив закон Стокса).
выполнения условия разделения (неравен-
ство (1.8)1.
Приведенные в табл. 1.1 данные показы-
вают, что отношение диаметров разделяемых
частиц 1) увеличивается с увеличением
разности их плотностей и уменьшением коэф-
фициента разрыхления т2 и 2) существенно
выше при разделении крупных частиц, чем
при разделении мелких.
Из первого вывода следует, что гравита-
ционные процессы обогащения, в которых
разделение частиц в вертикальном потоке
жидкости имеет существенное значение, сле-
дует вести при малых коэффициентах разрых-
ления, когда отношение диаметров разделяе-
мых частиц в несколько раз больше, чем
отношение их в условиях свободного падения
(см. табл. 1.1). Однако трение между части-
цами н их сцепление приводят к неравномер-
ному распределению потока по сечению слоя
и затрудняют разделение. Взаимодействие
между частицами может быть уменьшено
сообщением слою дополнительных колебаний
(процесс отсадки).
Второй вывод показывает, что при обога-
щении мелких частиц указанными процессами
шкала классификации должна быть сущест-
венно ^же, чем при обогащении крупных.
Скорость вертикального потока, при кото-
рой не происходит разделения данных частиц
во взвеси, называется критической
Окр [44]. При о <0кр тяжелые мелкие ча-
стицы опускаются вниз, а при v > икр под-
нимаются выше крупных. Критическая ско-
рость зависит от диаметра и плотности разде-
ляемых частиц и определяется из равенства
(1.9) и условия Oj = а2.
Для достаточно крупных или достаточно
мелких частиц, для которых показатели сте-
пеней п в равенстве (1.9) являются постоян-
ными, критическая скорость рассчитывается
из уравиеиия [44]
% = °свЛв» Х
vr Рл-Рт3 Г1
L (Ртг ’ Рж)уХус»а (Рт2 Рж) У ^СВ! _
(112)
Разделение частиц на слои в вертикальном
потоке жидкости происходит благодаря не-
уравновешенности сил, действующих на ча-
стицу, находящуюся среди частиц иных раз-
мера и плотности. При взвешивании слоя
однородных частиц в потоке жидкости сила
воздействия на частицу определяется разме-
рами как самих частиц, так и каналов между
частицами внутри слоя.
В условиях большого разрыхления взвеси,
близких к условиям свободного падения,
определяющим является размер частиц, при
малом разрыхлении — размер каналов. По-
следний связан с размером частиц и коэффи-
циентом разрыхления зависимостью
г — (1 — т), (1-13)
где г — гидравлический радиус каналов;
е/3 — диаметр эквивалентного по объему ша-
ра; Q — коэффициент сферичности частиц,
При разделении частиц двух плотностей
но одного размера в неравновесных (до разде-
ления взвеси) условиях для малых разрыхле-
ний размер каналов между частицами больше,
чем при равновесии частиц большей плот-
ности, и меньше, чем при равновесии частиц,
меньшей плотности. Поэтому сила воздей-
ствия жидкости на легкие частицы в этих
условиях будет больше, чем в условиях равно-
весия, и они начнут подниматься. По анало-
гичной причине тяжелые частицы будут
опускаться. Процесс происходит до тех пор,
пока не наступит полное, разделение взвеси
на слои.
При разделении частиц двух плотностей и
разных размеров указанный характер изме-
нения размера каналов взвеси наблюдается
при определенных соотношениях между раз-
меров и плотностью частиц.
§ 3. Разделение частиц
в потоках жидкости
малой толщины
Разделение частиц в потоках жидкости малой
толщины осуществляется на концентрацион-
ных столах, шлюзах, в желббах и винтовых
сепараторах. Движение пульпы в этих аппа-
ратах происходит по наклонной поверхности
под действием силы тяжести при малой
(по сравнению с шириной и длиной) толщине
потока. '
Угол продольного наклона дна аппарата?
к горизонтальной плоскости меньше угла'
трения частиц (при котором частицы под
действием силы тяжести скользят по наклон^
ному дну в покоящейся жидкости) и состав-
ляет: для суживающихся желобов 14—18°;;
винтовых сепараторов 9— 12°; концентра -
циониых столов 1—10°; для шлюзов 2—10°..
Углы трения в воде по железу и линолеуму
соответственно равны: для кварца 34 и 39°;
гематита 33 и 37°; шеелита 33 и 36° [44]. ’,
Частицы в аппаратах транспортируются
в основном потоком воды, за исключением
концентрационных столов и некоторых кон-
струкций шлюзов, где продольное перемеще-
ние частиц осуществляется под воздействием
движения поверхности, на которой произво-
дится обогащение.
При перемещении жидкости по наклонной
плоскости продольная скорость слоев потока
увеличивается по направлению к его поверху
ности. ’
Различают два вида движения жиДко'с±й”;
в потоках малой толщины — ламинарное
и турбулентное, ......
При ламинарном дви ж ей и;'и
отдельные слои жидкости перемещаются па-
раллельно дну, не перемешиваясь. Распреде- •
ление продольных скоростей потока по нор-
мали к поверхности (рис. 1.2, а) подчнн'яетёяс
зависимости ...
v = §г (2/г — z) l/2v, (1-14)
где v -— скорость потока на расстоянии г
от дна; Л — общая толщина потока; i =
= sin a, tz — угол наклона поверхности к го-
9-
Рис. 1.2. Распределение продольных скоростей
жидкости по нормали к поверхности в потоке,
текущем по наклонной плоскости:
а — ламинарное движение; б — турбулентное
движение; 1 — вязкий подслой; 2 — переходная
зона; 3 — турбулентная эона
ризоитальной плоскости; V — кинематиче-
ский коэффициент вязкости жидкости.
Зависимость между средней по сечению
скоростью потока оСр и максимальной ско-
ростью оп, достигаемой на поверхности,
имеет вид'
2
Ccp=TU11, (1л5)
Ламинарное движение жидкости в открытых
каналах имеет место при значениях чисел
Рейнольдса Re = vc-ph/v < 300 — 1200, со-
ответствующих потокам с небольшой толщи-
ной.
Например, ламинарное течение воды (v ==
= 0,01 см2/с) в лотке, наклоненном под углом
а = 3°, будет происходить при h < 1,2—2 мм.
При турбулентном движе-
нии происходит перемешивание жидкости
между отдельными слоями, в результате ко-
торого скорости выравниваются (рис. 1.2, б).
Весь поток можно условно разбить на три
зоны — вязкий подслой, переходную и основ-
ную турбулентную зоны.
В вязком подслое, прилегающем ко дну,
скорости малы, так как жидкость прилипает
к поверхности. Движение носит ламинарный
характер. Толщина этого слоя 6 периодически
изменяется в пределах
0 б 52v#/v,
где 'c*=]/'gRf — динамическая скорость
потока; А — гидравлический радиус потока.
Для потоков, ширина которых существенно
больше высоты (концентрационные столы,
шлюзы), А кз h.
В отдельные моменты времени происходит
прорыв вязкого подслоя и турбулентное дви-
жение доходит непосредственно до твердой
поверхности (6 = 0), после чего оио посте-
пенно сменяется ламинарным [13].
Существенное значение для турбулизации
потока имеет шероховатость дна, характери-
зуемая средней величиной выступов дна А
(абсолютная шероховатость) и ее отношением
к толщине потока A/ft (относительная шерохо-
ватость). Чем больше времени выступы шеро-
ховатости возвышаются над границей вязкого
подслоя при его развитии, тем сильнее прояв-
ляется нх влияние иа поток в турбулентных
зонах.
10
В зависимости от значения параметра А' =
различают три вида поверхностей —
условно гладкие (А < 10), с неполным прояв-
лением шероховатости (10 < V < 50) и пол-
ностью шероховатые (А > 50) [13]. Одна
и та же поверхность может рассматриваться
как условно гладкая или шероховатая в зави-
симости от параметров потока.
Например, для концентрационных столов,
рассматривая рифли как выступы шерохова-
тости и принимая высоту их равной А = 5 мм,
высоту потока h = 10 мм, уклон а = 5°
(sin а ~ 0,087), коэффициент вязкости пуль-
пы v — 0,015 с№/с, получаем:
у* = = 1/"981 1 '0,087 = 9,25;
N = о* A/v = 9,25-0,5/0,015 = 308-
Следовательно, поверхность деки стола для
потока пульпы по нему следует рассматри-
вать как полностью шероховатую.
Для винтового сепаратора, принимая а =
= 10°, R = 5 мм, v - ’ 0,015 сма/с, А =
= 0,15 мм, получаем N = 9,2, т. е. поверх-
ность желоба сепаратора можно считать
гладкой.
Предложены два основных типа формул,
определяющих распределение скоростей при
турбулентном движении, — степенной и ло-
гарифмический законы.
Степенной закон
v — I'n (г//г)^₽, 0-16)
где 1/р — показатель степени, зависящий от
числа Рейнольдса и шероховатости поверх-
ности.
Значения р при движении жидкости в кана-
лах и трубах с гладким и шероховатым дном
определяются по формулам, приведенным
в работах [1; 13], В частности, для каналов
с гладким дном [13]
р = 1,6 Ig^ft-'v) + L (1.17)
Зависимость средней скорости потока от
скорости на поверхности имеет вид
оСр = pfn/(p + 1) • (1.18)
Логарифмический закон
viv*^ A + BlgK, (1.19)
где % — — для гладких поверхностей;
% = г! А — для шероховатых поверхностей;
А, В — коэффициенты, значение которых
получено из экспериментов. Обычно для
гладких поверхностей А — 5,5, В — 5,75;
для шероховатых поверхностей А = 8,48 [1 ].
Зависимость (1.19) не применима для
областей, расположенных вблизи твердой
поверхности.
При использовании функции х в виде
_ 1 + 0,4u#z/v
Х ” 1 0,4v* A/v
формула (1.19) рекомендована для гладких и
шероховатых поверхностей при любых значе-
ниях г вплоть до нуля, при этом для каналов
А = 8,27; В = 5,75 [1].
Поток в аппаратах, используемых для гра-
витационных процессов, обычно турбулент-
ный. Лишь в некоторых аппаратах (вибра-
ционные многодечные шлюзы, верхние части
суживающихся желобов) поток близок к ла-
минарному.
При наличии в жидкости твердых частиц
распределение скоростей потока по высоте
несколько изменяется. В нижней части по-
тока, где скорости меньше, концентрация
частиц увеличивается, что приводит к тормо-
жению ими жидкости. Поэтому при постоян-
ных расходе и толщине потока скорость
пульпы в верхней части потока больше,
а в нижней меньше скорости чистой воды,
Распределение продольных скоростей в основ-
ной части потока подчиняется логарифмиче-
скому закону вида (1.19). Однако коэффи-
циенты А и В зависят от концентрации и
крупности частиц, а также от глубины потока
и уклона два [37].
Экспериментами в лотках при малой глу-
бине потока (6—10 мм) с достаточно высоким
содержанием кварцевых частиц крупностью
0,2—1,3 мм в условиях, Приближающихся
к существующим в гравитационных аппара-
тах, установлено, что в нижних частях
потока (при dcp < z 2dcp, где dcp— сред-
ний диаметр частиц) с уменьшением z ско-
рость уменьшается сначала быстрее, чем при
движении чистой жидкости, а затем медленнее
[37]. В придонной области (г < с/с. р) скорость
остается приблизительно постоянной, за
исключением очень тонкого пограничного
слоя.
При турбулентном движении жидкости по
желобу средняя скорость потока (выраженная
в метрах в секунду) определяется по формуле
Шези
v = C]f-Ri, (1.21)
где С — коэффициент, определяемый, на-
пример, по формуле Маннинга
О л"1/?1/6 (1.22)
или по формуле Базена
С= 87/(1 (1.23)
где п и у’ — коэффициенты шероховатости;
R — гидравлический радиус потока (отноше-
ние площади поперечного сечения потока
к смоченному периметру), м.
Значения коэффициента п для движущейся
по желобам воды приводятся в руководствах
по гидравлике. Для гладких поверхностей
=- 100, для весьма шероховатых поверх-
ностей п~1 = 50.
Формула (1.21) применима для приближен-
ного определения средней скорости потока
пульпы в некоторых гравитационных маши-
нах и аппаратах. При этом для винтовых
сепараторов гГ1 = 65—70, для концентра-
ционных столов и суживающихся желобов
л-1=50—60 [37].
Рис. 1.3. Схема сил, действующих на частицу
в жидкости, текущей по наклонной плоскости;.
Р, Рх, Рп — соответственно сила тяжести и ее-
проекции на наклонную плоскость и нормаль,
к ней; Q — подъемная (Архимедова) сила; Fx —
сила лобового сопротивления частицы; —
подъемная сила от турбулентных вихрей; Fni —
подъемная сила градиента скорости; Т — сила
трения
Предложена также [1] обобщенная фор-
мула для коэффициента С, применимая для
гладких и шероховатых поверхностей:
R \ 1/6
А + 0,025//tfi / ’
(I ;24>
где R и Д выражены в мм; С — в
Перемещение твердых ча-
стиц потоком жидкости по
наклонным поверхностям
в гравитационных аппаратах происходит
тремя способами: скольжением и перекатыва-
нием по дну; скачкообразным движением
с периодическим касанием дна и частично во
взвешенном состоянии; полностью во взве-
шенном состоянии.
Способ транспортирования частиц зависит
от скорости и толщины потока, шерохова-
тости поверхности, по которой происходит
перемещение, гидравлической крупности ча-
стиц, концентрации и состава взвеси.
Перемещение частиц скольжением и перека-
тыванием по дну происходит под действием,
сил, указанных на рис. 1.3.
Перемещение частиц во взвешенном состоя-
нии происходит под действием тех же сил,,
что и при их скольжении, за исключением,
силы трения о поверхность.
Общая подъемная сила, определяющая?
взвешивание частиц, слагается из различных:
сил, вызванных: изменением гидростатиче-
ского давления по глубине потока (Архиме-
дова сила); градиентом скорости жидкости
и частиц по нормали к поверхности дна; дви-
жениями турбулентных вихрей.
Архимедова сила Q направлена перпенди-
кулярно к плоскости дна [37]; для частищ
плотностью 2,65—7 г/см3 она составляет-
40—15% силы тяжести.
Сила Fn , вызванная градиентом скорости,,
имеет значение в нижних слоях потока, где
Таблица 1.2
Коэффициенты трения скольжения различных минералов
в водной и воздушной средах [44]
Минерал Железо Стекло Дерево Линолеум
Вода Воздух Вода Воздух Вода Воздух Вода Воздух
Куприт 0,58 0,53 0,38 0,46 0,81 0,67 0,82 0,73
Шеелит 0,66 0,53 0,50 0,51 0,78 0,70 0,73 0,71
Гематит 0,66 0,54 0,36 0,47 0,80 0,67 0,75 0,74
Кварц 0,67 0,37 0,80 0,72 0,60 0,75 0,80 0,78
изменение скорости резкое. Наличие гра-
диента скорости жидкости обусловливает
создание перепада давления между верхней и
нижней гранями частиц в соответствии с урав-
нением Бернулли. В случае вращения частиц
вокруг горизонтальной оси, перпендикуляр-
ной к направлению потока, действует допол-
нительная сила, вызываемая сложением полей
скоростей при обтекании частицы и при ее
вращении (эффект Магнуса). При объемном
содержании твердого в питании свыше 10—.
15 % значение указанной .силы повышается,
вследствие непосредственных ударов частиц,
находящихся в различных по высоте располо-
жения слоях, перемещающихся с разной
скоростью. Багнольд, измеривший давление
в жидкости, вызванное взвешенными твер-
дыми частицами при наличии градиента
скорости, считает его одной из основных
причин разрыхления слоя [82].
Значительные градиенты скорости могут
быть созданы путем сообщения поверхности
аппарата вибраций (концентрационные столы,
вибрационные шлюзы). Поэтому для указан-
ных аппаратов подъемная сила, вызванная
градиентом скорости, может оказать сущест-
венное влияние на взвешивание частиц и их
разделение [89].
Сила fn, вызванная турбулентными вих-
рями, определяется нормальной к направле-
нию потока пульсационной составляющей,
скорости о'. . Среднее по времени значение
последней и’ увеличивается при увеличении
относительного расстояния z/h. от нуля до
максимума, достигаемого при zlti ** 0,3, и
уменьшается при дальнейшем увеличении
zlh [37]. Максимальное значение и'
сРшах
приблизительно пропорционально средней
скорости потока:
. <>-25>
где k2 — коэффициент, значения которого
для 0,15 0,8 м/с составляют 0,05—
0,07; причем меньшие значения соответствуют
меньшим скоростям- [77]. При наличии на
поверхности, по которой течет поток, высту-
пов значительной высоты (сравнимой с высо-
той потока) величина k2 увеличивается. Для
.потока на концентрационном столе, по дан-
ным И. С. Благова, 0,07 0,15 при
0,1оср0,4 м/с.
12
Соотношение между силами F п и Fn для
условий перемещения частиц в гравитацион-
ных аппаратах не установлено. Обычно при
рассмотрении транспортирования частиц
скольжением по дну сила F не учитывается.
Предполагается также, что коэффициенты
гидродинамического сопротивления при дви-
жении частицы вдоль твердой поверхности и
по перпендикуляру к ней равны коэффициенту
сопротивления при ее свободном падении
[44, 77]. В этом случае скорость транспорти-
рования частиц скольжением по поверхности
определяется уравнением [37]
и -- с’о --
исв (F cos а---—---sin ,
св X Рт —рж / »•’
. (1.26)
где ц, — средняя скорость течения жидкости
в слое с высотой, равной диаметру частицы;
t-'св —- скорость свободного падения частицы;
f—коэффициент трения частицы о поверх-
ность; а — угол наклона плоскости; гн —
составляющая скорости жидкости по нормали
к поверхности.
Значения коэффициента трения для некото-
рых минералов приведены в табл. 1.2.
Для достаточно малых углов наклона
(сс < 6’), используемых на шлюзах, желобах,
концентрационных столах, когда sin а явля-
ется малой величиной и cos а близок к еди-
нице, формула (J.26) принимает вид
« - Уо - |/7 Кв-^н). (1.27)
Принятое при выводе формул (1.26) и (1-27)
предположение о равенстве коэффициентов
сопротивления является грубым приближе-
нием к реальным условиям. Поэтому исполь-
зовать выражение (1.27) можно только для
качественных оценок.
Из формулы (1.27) следует, что скорость
транспортирования частиц со скольжением
по дну зависит от их гидравлической круп-
ности (оСв) и коэффициента трения. В част-
ности, у равнопадаюдих частиц (имеющих
одинаковые д,в) скорость движения крупных
(меньшей плотности) будет больше скорости
движения мелких (большей плотности) вслед-
ствие увеличения средней скорости жидкости
г'с с увеличением диаметра частиц, что под-
тверждается экспериментальными данными.
Скорость продольного перемещения частиц,
находящихся во взвешенном состоянии,
в среднем и верхнем слоях потока несколько
меньше скорости транспортирующей жидко-
сти. Разность между ними увеличивается
с увеличением гидравлической крупности
частиц и, например, для частиц плотностью
2,65 г/см3 и крупностью 1 мм составляет 5—
В %. Вблизи дна частицы и жидкость пере-
мещаются практически с одной скоростью
[37].
Высота взвешивания частиц увеличива-
ется с уменьшением гидравлической круп-
ности частиц и может быть приближенно
•определена по формуле [77]
— Cj (AaVcp — ^св)/Усв5 (I -28)
где Cj — коэффициент.
Значение коэффициента Q в формуле
<1.28) [77]
Характер поверхности (днища) С,, см
Весьма гладкая металлическая или
строганые, тщательно пригнанные
доски .......................... 12,2
/Железная или строганые доски 14,4
Покрытая резиновыми ковриками 19,9
Покрытая мелким материалом с
нламн •;*....................... 36,2
Покрытая зернами песка и породы
без значительных выступов . . . 41,6
Покрытая мелкой галей или поро-
дой ............................ 47,8
Покрытая галей или крупной поро-
дой ............................ 54,9
В результате периодичности действия вих-
рей частицы периодически получают им-
пульсы, направленные вверх, что приводит
к скачкообразности движения частиц. Наряду
•с периодическими импульсами на взвешенные
в потоке частицы постоянно действует сила
тяжести. В результате их одновременного
действия устанавливается определенное рас-
пределение концентрации частиц по высоте
потока, при котором максимальное значение
их концентрации приходится на нижние слои.
Чем меньше гидравлическая крупность ча-
стиц, тем выше они взвешиваются вихревыми
импульсами и тем равномернее распределя-
ются по толщине потока. Поэтому в потоке,
текущем по желобу, при небольшом содержа-
нии твердого (менее 10—15 % по объему)
на некотором расстоянии от его начала
частицы распределяются таким образом, что
содержание гидравлически крупных частиц
в нижних слоях становится выше, чем в исход-
ном продукте. При большом содержании
твердого в питании (свыше 20 % по объему)
в нижних слоях концентрация твердого
может достигать значительной величины (40—
50%), вследствие чего будет происходить
сегрегация. Последняя обусловливает допол-
нительное повышение содержания в нижнем
слое мелких частиц большой плотности.
Таким образом, любой желоб может яв-
ляться гравитационным обогатительным
аппаратом, если только осуществить разделе-
ние потока по высоте на части. Однако сте-
пень концентрации при обогащении в жело-
бах является небольшой (обычно не превы-
шает 2,5—4). Для ее повышения в гравита-
ционных аппаратах используют, помимо пере-
чисток разделенных продуктов (многоярус-
ные конусные сепараторы), дополнительные
воздействия на пульпу и находящиеся в ней
частицы в виде вибраций (концентрационные
столы, вибрационные аппараты для обогаще-
ния шламов) или центробежных ускорений
(винтовые сепараторы).
Вибрация поверхности аппарата улучшает
разделение частиц, повышая разрыхление
нижних слоев и способствуя сегрегации; на
концентрационных столах она, кроме того,
производит направленное транспортирование
частиц, соприкасающихся с декой (в основном
частицы тяжелых минералов), приблизи-
тельно перпендикулярно к потоку. До некото-
рой степени аналогичное действие производит
и центробежное ускорение в винтовых сепа-
раторах.
В некоторых аппаратах (шлюзы с движу-
щейся лентой, концентратор «Бартлес—Крос-
сбелт») для транспортирования осажденных
продуктов применяется непрерывное одно-
направленное движение рабочей поверхности.
Влияние на разделение указанных факто-
ров более подробно рассматривается ниже
в соответствующих главах.
§ 4. Кинетика
гравитационных процессов
Закономерности кинетики процесса в усло-
виях непрерывно действующей машины позво-
ляют установить зависимость показателей
обогащения от производительности и в от-
дельных случаях от длины машины.
Наиболее простым при выводе уравнения
кинетики является предположение о пропор-
циональности количества (массы) dW некото-
рого компонента, извлекаемого за бесконечно
малый промежуток времени d/ в продукт
(например, в концентрат), его количеству,
находящемуся в пульпе в данный момент
времени,
cLV = k (Afo — Л/) d/, (1.29)
где k — коэффициент пропорциональности;
Л/о и N — соответственно количество компо-
нента в машине в начальный момент и извле-
ченного за предшествующее моменту t время
в разгружаемый продукт.
Такое предположение сделано в работах
[15; 26; 74], применительно к процессам
отсадки, обогащения на шлюзах и промывки.
Физический смысл уравнения (1.29) для
гравитационных процессов обогащения в от-
личие от флотации не является достаточно
ясным.
Решение уравнения (1.29) дает экспонен-
циальную зависимость извлечения от времени
£=1—(1.30)
13
В практических условиях зависимость
(1.30), как правило, не выполняется. Для
согласования теории с экспериментом обычно
предполагают, что коэффициент k зависит от
времени, это приводит после интегрирования
к более сложным уравнениям для определе-
ния зависимости 8 от t [ 15, 74].
Другим способом получения уравнений ки-
нетики является рассмотрение гравитацион-
ного процесса как стохастического [57; 66;
37], состоящего из двух процессов: законо-
мерного перемещения центра распределения
частиц вниз или вверх под действием сил
тяжести и сопротивления среды; случайных
перемещений частиц относительно центра их
группирования, нарушающих достигнутое
расслоение. Первый из указанных процессов
характеризуется скоростью перемещения
центра распределения частиц; второй — со-
ответствующими вероятностно-статистиче-
скими характеристиками.
Подобные процессы, которые могут быть
названы квазидиффузией в поле силы тяже-
сти, описываются уравнением Фоккера—
Планка
dwldt = д [с (t, г) w]/dz +
+ 0,562 [Ь (Л г) ю]/6г2, (1.31)
где w — плотность распределения вероят-
ности нахождения частицы на уровне z;
с (t, z), Ь (Л z) — коэффициенты, зависящие
в общем случае от t и z, характеризующие
перемещение частицы соответственно под
влиянием силы тяжести (и сопротивления
среды) и вследствие перемешивания.
В частности, при b— const и с = const
уравнение (L3I) примет вид:
dw!dt= cdwidz-}- 0,5bd2w/dz*. (1-32)
Относительное количество частиц, проходя-
щее через площадку единичной площади
с местоположением z = гг (например, через
решето отсадочной машины) в единицу вре-
мени (извлечение частиц под решето), опре-
деляется формулой
е= 0,5bdw/dz± его. (1.33)
Решение уравнения (1.31) при различных
начальных и граничных условиях, определяю-
щих вид распределения частиц по высоте
слоя в начальном сечении, а также поведение
частиц на верхней и нижней границах слоя
приведено в работах [57, 37].
Глава 2
Промывка
§ 1. Процесс промывки
Промывкой называется процесс дезинтегра-
ции (разрыхления, диспергирования) глини-
стого материала, содержащегося в руде,
с одновременным отделением его от рудных
частиц в виде глинистой суспензии (шлама)
14
под действием воды и соответствующих
устройств. Глинистые примеси могут нахо-
диться в горной массе в виде примазок и пле-
нок на рудных частицах, конгломератов
с кусками руды и отдельных комьев. В руде,
поступающей на переработку, возможно при-
сутствие глинистых примесей во всех трех
состояниях.
Промывка может быть самостоятельным
процессом, в результате которого выделяется
концентрат, или подготовительным процессом,
после которого мытая руда направляется на
Дальнейшее обогащение. Процесс промывки
широко применяется при обогащении желез-
ных н марганцевых руд, россыпей цветных,
редких и благородных металлов, нерудных
строительных материалов (щебень, гравий и
песок), кварцевых песков, флюсовых извест-
няков и других материалов.
При выборе схемы н оборудования для про-
мывки применительно к конкретным условиям
необходимо оценить промывистость мате-
риала. Под п р о м ы в и сто сть ю ру-
ды понимается способность материала очи-
щаться от глинистых примесей в процессе
промывки. Промывистость материала опре-
деляется физико-механическими свойствами
глинистых примесей (гранулометрический со-
став, пластичность, пластическая прочность
и минералопетрографическая характеристика)
и промываемой руды (гранулометрический
состав, содержание глинистых примесей и
др.).
Известно несколько способов оценки про-
мывистости:
а) косвенный по физико-механическим свой-
ствам глинистых примесей, характеризующим
их пластическое состояние (число пластич-
ности, пластическая прочность, определяемая
по глубине погружения в образец конуса
пластометра Бойченко), и содержанию частиц
менее 0,005 мм [74];
б) по удельному расходу электроэнергии,
затрачиваемой па промывку [74];
в) по времени, необходимому для полного
удаления глинистых примесей [74];
г) по характерному времени и максималь-
ной скорости промывки, определяемым
экспериментально.
Числом пластичности называ-
ется разность между влажностью глины
(содержанием воды) при верхнем пределе
текучести (когда влажная глина растекается
по плоскости) и нижнем пределе текучести
(когда глина при давлении рассыпается).
Физико-механические свойства глинистых
включений не всегда точно характеризуют
промывистость материала [74]. Однако они
позволяют произвести предварительную
оценку промывистости, не выполняя экспе-
риментов по промывке.
Способы «б», «в», «г» позволяют точнее
оценить промывистость материала, но требуют
проведения экспериментов по промывке.
Параметры промывки (способ «г») введены
на основании изучения кинетики промывки
в периодически действующей промывочной
машине, в соответствии с которой интенсив-
ность (скорость) извлечения глинистых при-
Таблица 1.3
Классификация материалов по промывистости
Материал Фнзико-механические свой- ства глинистых примесей Параметры процесса промывки Характеристики промывистости
Число плас- тич- ности Пласти- ческая проч- ность. Н/см> Содер- жание частиц менее 0,005 мм, % Удельный расход электро- энергии. кВт- ч/т Необхо- димое время промыв- ки, мин Харак- терное время Промыв- ки /о. С Коэффи- циент промы- вистости к
Легкопромы- вистый <5 <15 <25 <0,25 <1 <50 >1
Среднепро- мывистый 5—15 15—35 25—50 0,25—0,75 1—2 50—150 1—0,5
Труд поп ро- МЫВИСТЫЙ 15—35 35—80 >50 0,75—2 2-6 150—300 <0,5
месей в слив / имеет максимум /0, достигаемый
в момент времени 4, названный характерным
временем промывки. В качестве характери-
стики промывистости материала предложен
также [54] параметр К, названный коэффи-
циентом промывистости
к = 0,5Vo + 6 (Vo)2. (1-34)
Классификация материала по промыви-
стости с помощью различных параметров
приведена в табл. 1.3.
Для описания кинетики процесса промывки
предложено несколько уравнений [54, 74].
Исследованиями процесса промывки в виб-
рационных и корытных мойках установлена
зависимость извлечения глинистых примесей
е (эффективность промывки) от времени про-
мывки t и коэффициента промывистости К.
[54, 53]
е = Y (К + I; Шо)/Г( К + I), (L35)
где у (К + I; А7>) — неполная гамма-функ-
ция соответствующих переменных; Г (К +
4-1) — гамма-фуикция.
Значение извлечений глинистых примесей
в слив, рассчитанное по формуле (1.35),
приведено в табл. 1.4.
Характерное время промывки tQ для каж-
дого типа промывочной машины определяется
с учетом ее конструктивных и технологиче-
ских параметров и свойств промываемого
сырья [53]. При известных 10 и /С время
промывки I, необходимое для получения
заданного извлечения в слив глинистых
примесей, может быть рассчитано с помощью
табл. 1.4.
Интенсивность промывки зависит как от
физико-механических свойств промываемого
материала и размывающей способности
жидкой среды, так и от механического воздей-
ствия применяемых машин.
На эффективность промывки могут оказы-
вать влияние также следующие факторы.
Способ подготовки руды
перед промывкой. Предварительное
замачивание горной массы перед ее промывкой
для снижения прочности глины улучшает
показатели процесса (снижается время про-
мывки не менее чем на 25 %, повышается
извлечение глинистых примесей в слив).
Например, при промывке марганцевых руд
Никопольского месторождения без предвари-
тельного замачивания выход немытой глины
составлял 6,6%, а после предварительного
замачивания в течение 2—4 ч снизился до
1,5—0,6%.
Предварительная подсушка руды вызывает
снижение прочности глины вследствие умень-
шения ее объема и возникновения внутренних
скалывающих напряжений и способствует
сокращению времени диспергирования глины
при погружении ее в воду. При подсушке руд
Никопольского месторождения в течение
5 сут влажность кусков глины понижалась
с 17,8 до 14,8%. После промывки такого
материала количество неразмытой глины
сократилось в 2 раза [74].
Предварительная сортировка руды на узкие
классы также позволяет, существенно улуч-
шить показатели промывки в результате
оптимизации гранулометрического состава
промываемого материала н содержания в нем
глинистых примесей.
При малом содержании крупных зерен,
несмотря на развитость поверхности кусков
руды, сила трения недостаточна для полного
диспергирования глины, н наоборот, при
большом содержании крупных зерен про-
мывка ухудшается из-за плохого контакта их
с глиной [74]. Промывка ухудшается при
увеличении крупности кусков глины н их
содержания в руде.
Расход воды. С увеличением расхода
воды до определенного предела улучшается
качество промывки. Оптимальный удельный
расход воды определяется экспериментально.
Например, при промывке марганцевых руд
Никопольского месторождения в бичевых
машинах он составляет 3 м3/т.
Температура воды. При подо-
греве воды с 10 до 40 °C скорость размыва
глины увеличивается приблизительно вдвое.
15
Таблица 1.4
Расчетное извлечение глинистых примесей в слив, %
Wo Коэффициент проыывнстости К
0,3 0,4 0.5 0,6 0,7 0,8 0.9 1.0 1,2 1,4 1,6 1,8 2.0
2,0 31,7 37,6 42,7 46,9 50,6 53,9 55,8 59,4 63,9 67,7 71,0 73,7 76,2
2,5 39,2 46,4 52,3 57,3 61,6 65,2 68,4 71,3 75,0 79,8 82,9 85,4 87,5
3,0 46,0 54,1 50,6 66,0 70,4 74,2 77,3 80,1 84,5 87,8 90,4 92,3 93,8
3,5 52,2 61,5 57,6 73,1 77,5 81,0 84,0 85,4 90,1 92,8 94,7 96,1 97,0
4,0 57,8 66,7 73,5 78,8 83,0 85,2 88,8 90,8 93,8 95,9 97,2 98,1 98,7
- 4,5 62,7 71,8 78,4 83,4 87,1 90,0 92,2 93,9 96,2 97,7 98,6 99,1 99,5
5,0 67,1 76,1 82,5 87,0 90,3 92,2 94,6 95,9 97,7 98,8 99,3 99,6 99,8
5,5 71,0 79,7 85,5 89,8 92,7 94,8 96,2 97,3 98,7 99,4 99,7 99,8 —
6,0 74,4 82,8 88,3 92,0 94,5 96,2 74,1 98,2 99,3 99,8 — — —
6,5 77,4 85,4 90,4 93,7 95,8 97,2 98,2 98,8 99,6 — — — ——
7,0 80,1 87,6 92,1 95,0 96,8 97,9 98,7 99,2 99,8 •— — — —
7,5 82,4 89,4 93,5 95,9 97,5 98,4 99,1 99,5 — — -— — —
8,0 84,4 90,9 94,5 96,7 98,0 98,8 99,3 99,6 -— — — — * —
8,5 85,2 92,2 95,4 97,2 98,3 99,0 99,4 99,7 — — — — —
9,0 88,7 93,2 96,0 97,6 98,6 99,1 99,5 99,8 — — —- — —
9,5 89,0 94,0 96,8 97,9 98,7 99,2 99,6 — — — •— — —
10,0 90,2 94,7 96,9 98,1 98,8 99,2 99,6 — — — — — —
12,0 93,6 96,3 — 98,3 — — — — — — — — —
14,0 95,0 96,9 — -—* — — -—* — — — —
16,0 95,8 — — — — — — — — — — —
18,0 96,0 — — — — — — — — . — —
Таблица 1.5
Классификация промывочных машин и устройств (но принципу действия)
Способ дезинтеграции Способ отделения шламов Типы машин и устройств
Динамическое действие потоков воды Трение кусков руды друг о друга и о движущиеся поверхности машин при воздействии потоков воды Механическое воздействие рабочих органов машины Воздействие ультразвуковых или аку- стических колебаний Размачивание глины в условиях дли- тельного пребывания руды в воде В виде слива и через неподвижные решета Грохочением или в ви- де слива через порог В виде слива через порог То же Желоба, струйные ма- шины Бутары, скрубберы. скруббер-бутары, пло- ские и барабанные гро- хоты, внбромойки Корытные мойкн, меха- нические классификато- ры, бичевые мойки Акустические а п па р атьг Промывочные башни
Солевой состав воды. Добавка
реагентов (кальцинированной соды, жидкого
стекла н др.) повышает эффективность и сни-
жает время размыва глины.
§ 2. Промывочные машины
и устройства
Промывочные машины различают по кон-
струкции н способам дезинтеграция глини-
стого материала и отделения шламов. Класси-
фикация промывочных машин н устройств
приведена в табл. 1.5.
Желоба, плоские грохоты, бутары, мойки
корытные и типа спиральных классификато-
ров применяются для легко- и среднепромывн-
стых руд. Скрубберы, скруббер-бутары, виб-
рационные и бичевые машины и в некоторых
случаях корытные мойки применяются для
трудно- и среднепромывистых руд.
Промывка в желобе произво-
дится в потоке воды и струей воды, вытекаю-
щей с большой скоростью из насадки. При
движении материала в потоке воды крупные
куски скользят и перекатываются, что спо-
собствует лучшей отмывке шламов. Эффектив-
ность промывки на желобе зависит от удель-
ного расхода воды, длины и уклона желоба.
Для усиления дезинтеграции глинистых при-
месей применяют ручное перегребанне,
а также подачу воды под давлением через
насадку в голову протирочной колоды. Рас-
ход воды для промывки в желобе составляет
в зависимости от свойств промываемого мате-
риала от 10до30м8на 1 м3 породы. Мощность
струи воды А (кВт) при расходе Q (л/с) и
напоре Н (м) определяется по формуле
А = 0.0098Q/Z. (1.36)<
Отделение крупного кускового материала
от эфелей производится на решетке, устанав-
ливаемой на плинтусах по всей длине желоба,
и на неподвижном грохоте, расположенном
в конце желоба.
Гидравлический вашгерд:
(рис. 1.4) представляет собой наклонный
желоб с решетом (с отверстиями размером
10—15 мм), уложенным на рейке высотой
100—150 мм. Перед вашгердом устанавлива-
ется гидромонитор, который направленной
струей воды поднимает материал иа просеива-
ющую поверхность, дезинтегрируя при этом
глинистые включения. Продукт, прошедший
Рис. 1.4. Гидравлический вашгерд:
/ — бункер; 2 — галечный желоб; 3 — прием-
ник; 4 — гидромонитор; 5 — лоток; 6 — решето <
Таблица 1.6
Техническая характеристика гидромониторов
Параметры ГМ Н-250с ГМН-250 ГМД-250 ГМДЦ-ЗМ
Диаметр входного От- верстия, мм 250 250 250 100
Рабочее давление во- ды, МПа 1,5 <2 1—2 1
Расход воды, м3/ч 380—1530 <2480 <2480 <150
Диаметр сменных наса- док, мм Угол поворота стола, гра- дус: 50; 70; 90, 100 80; 100; ПО; 125 80; ЮОдПО; 125 16; 18; 20; 22,5
вверх 27 27 30 80
вниз 27 27 30 20
в горизонтальной пло- скости 360 360 120 (без перехвата) 300 (с перехватом) 90 (без перехвата) 210 (с перехватом)
Управление Габаритные размеры, мм: Ручное Ручное Дистанционное (с рас- стояния 20 м), гидрав- лическое (с минималь- ным давлением рабо- чей воды 1 МПа) Дистанционное
Длина 3200 3550 5000 1650
ширина 570 690 690 450
высота 1460 1370 1370 650
Масса, кг Изготовитель 210 360 Черемхе 690 вскиЙ машиностроительнь имени Карла Маркса 170 й завод
через решето желоба, направляется на шлюзы
•с целью дальнейшего его обогащения. Расход
воды на промывку I м3 породы на вашгерде
не превышает 8—12 м3. Характеристика
гидромониторов приведена в табл. 1.6.
Барабанные промывочные
грохоты и бутары в основном имеют
такое же устройство, как барабанные гро-
хоты, предназначенные для грохочения, и
отличаются от последних наличием приспо-
соблений для более интенсивного механиче-
ского и гидравлического воздействия на руду.
Грохоты предназначаются для легкопромыви-
стых руд с небольшим количеством глинистых
примесей, а бутары—для руд легкой и
средней промывистости крупностью 200—
300 мм. Техническая характеристика серийно
выпускаемых барабанных грохотов н бутар
приведена в табл. 1.7.
Барабанный промывочный грохот ГБ-1,5
(рис. J.5) имеет цилиндрический барабан,
Рис. 1.5. Грохот барабанный промывочный
ГБ-1,5:
1 — барабан; 2 — ролики; 3 — привод; 4 — при-
водной ролик; 5 — муфты; 6 — вал; 7 — упор-
ный роли к
18
Таблица 1.7
Техническая характеристика барабанных
промывочных грохотов и бутар
Параметры Грохот барабан- ный ГБ-1,5 Бутара
Размеры барабана, мм: диаметр (внутрен- 1500 1330
НИЙ) длина перфориро- 2500 5304
ванной части общая длина 4200 8300
Угол наклона бараба- 3—8 3
на, градус Диаметр перфораций 50 и 10 20
става барабана, мм Частота вращения ба- 10,7 16
рабана, мин-1 Удельный расход во- 1—3 1—3
ды, м3/т Пропускная способ- 90 * 75
ность, т/ч Максимальный раз- 300—350 150
мер кусков руды, мм Мощность электро- 5,5 30
двигателя, кВт Габаритные разме- ры, мм: длина 5385 9008
ширина 2205 3000
высота 2090 2000
Масса (не более), т 5,2 12,4
Изготовитель Оленегорский ме-
ханический завод
* Прн угле 8е.
состоящий из четырех ставов; двух глухих
у загрузочного и разгрузочного концов и двух
перфорированных — в средней части. Руда
загружается во вращающийся барабан, в ко-
торый через брызгала подается под напором
вода. Частота вращения барабана принима-
ется равной 30—40 % критической и состав-
ляет 10,7 мин-1.
Скорость продольного перемещения мате-
риала в барабане (м/с) определяется по фор-
муле
d —— 0,105гп tg 2ct, (1’37)
где г — радиус барабана, м; п — частота
вращения барабана, мин"1; ct — угол наклона
барабана, градус.
Бутары по сравнению с промывочными
грохотами имеют более мощную конструк-
цию, большее отношение длины к диаметру
и более высокие кольцевые пороги.
Барабан бутары состоит из шести ставов:
двух глухих у загрузочного и разгрузочного
концов и четырех перфорированных в средней
части барабана. На внутренней поверхности
барабана установлены продольные наборники
(пластины, угольники) для разрыхления рудь?
и кольцевые пороги.
Вода подается в барабан под давлением
0,15—0,3 МПа через оросительную трубу
с насадками. Мелкий материал, прошедший
через перфорированную часть барабана, соби-
рается в лоток, установленный под бутарой,
и направляется на дальнейшую стадию обра.
ботки; крупные куски разгружаются через’
торцовую горловину.
Привод состоит из электродвигателя, ци-
линдрической зубчатой пары и клиноремен-
ной передачи.
Некоторые бутары имеют барабан кониче-
ской формы. Для трудиопромывистых пород-
в бутарах устанавливаются дополнительные
цепи и кольцевые пороги.
Расход воды на промывку в барабанных
грохотах и бутарах зависит от промывистости-
материала и колеблется от 1 до 3 м3 на 1 т ру-
ды, а расход электроэнергии — от 0,06 до
0,5 кВт-ч на I т руды.
Скрубберы и скруббер-бу-
т а р ы предназначены для средне- и трудно-
промывистых руд крупностью до 300 мм.
Скрубберы (рис. 1.6) в отличие от барабан-
ных грохотов и бутар имеют глухие барабаны
с торцовыми стенками, снабженными горло-
винами для загрузки и разгрузки материала.
Внутри барабан имеет дезинтегрирующие и
перемешивающие устройства. В горизон-
тально установленных скрубберах дезинте-
грирующие устройства (лопасти, выступы)-
располагают по винтовой линии, что обеспечи-
вает продвижение материала к разгрузочному
концу. Для лучшего перемешивания и пере-
тирания материала и увеличения времени его-
промывки часть лопастей может размещаться
перпендикулярно продольной оси скруббера,
а также с наклоном, препятствующим движе-
нию материала. Внутренние поверхности
барабана и горловины скруббера футеруются
стальными плитами или резиной.
Барабан приводится в движение с помощью-
фрикционных металлических роликов, рези-
новых (пневматических) шин или зубчатой
передачи. От осевого смещения наклонные-
барабаны удерживаются упорными роликами.
В процессе работы скруббера поступающая
в барабан через загрузочное отверстие руда
подвергается воздействию перемешивающих и
транспортирующих лопастей, создающих при
вращении барабана каскадное движение ма-
териала.
Благодаря разнице диаметров загрузочного-
и разгрузочного отверстий барабана или спе-
циальному кольцевому порогу, регулируе-
мому по высоте, в скруббере имеется постоян-
ный слой материала. Наполнение скруббера
достигает 25 % его объема.
Вода подается в барабан скруббера по ста-
ционарному водоводу под давлением 0,15—
0,3 МПа, где она движется либо навстречу,
либо по ходу потока материала. В противо-
точных скрубберах вода в виде шлама выхо-
дит через разгрузочный желоб, а промытый
материал разгружается из барабана при
помощи перфорированных лопаток или дру-
гих черпаковых устройств.
1^
Фис, 1.6. Скруббер С-12:
1 глухой барабан; 2 — лопатка; 3 — ролик
приводной; 4 ~~ ролик опорный; 5 — ролик упор-
ный; 6 и 7 — загрузочная и разгрузочная гор-
ловины; 8 — электродвигатель; 9 — редуктор;
10 — вал; II — муфта сцепления
Наибольшее распространение получил
скруббер С-12, серийно выпускаемый про-
мышленностью. Ряд скрубберов разработан
Таблица 1.8
по индивидуальным проектам. К таким маши-
нам относятся скрубберы Дальстроя (ДС-53),
Магнитогорского металлургического комби-
ната (ММК), ВНИИПРОЗолото.
Техническая характеристика скрубберов
приведена в табл. 1.8, а влияние наклона и
частоты вращения скруббера на его про-
пускную способность — в табл. 1.9.
Скруббер-бутара СБ-12 (рис. 1.7) является
модификацией скруббера С-12 и отличается
Техническая характеристика скрубберов и скруббер-бутар
Параметры С-12 СБ-12 ДС-53 ММ К-2.6 ммк-з.з ВНИИПРОЗолото
Размеры бараба- на, мм; диаметр (вну- тренний) длина 1300 1300 1400 2605 3 350 1820 2270 2 720 3 600
3000 3000 5600 4110 10 770 4000 5000 6 000 7 800
Угол наклона ба- 0—6 0—6 2—4 — — 0 0 0 0
рабана, градус Частота вращения 19,2 26,5 20 16 15 — 13,4—
барабана, мин-1 Удельный расход 1—2 1—3 2—4 2—4 2—4 1—2 1—2 1—2 19,2 1—3
воды, м3/т Пропускная спо- 60 40 40 100 250 200 250 400 250
собность, м3/ч Максимальный 150 150 — — — 1 — 300
размер кусков ру- ды, мм Мощность элек- 13 17 14 215 500 по 150 200 100
тродвигателя, кВт Габаритные раз- меры, мм: длина 3810 5520 7750 6900 12 000 8000 9000 10 000 13 600
ширина 2155 2155 2024 3400 6 300 3500 4000 4 500 5 120
высота 2230 2230 2550 4800 5 600 3000 3600 4 000 4 610
Масса, т 5,45 5,95 5,09 40,4 15,4 30,0 35 40 85,2
Изготовитель Новосибир- ский завод «Труд» Серийно не изготовляются Объеди- нение «Я кутал- маз»
20
Таблица 1.9
Пропускная способность скруббера
€-12 в зависимости от его наклона
и частоты вращения
Наклон, гра- дус Частота вра- щения, мин-1 Скорость про- движения ма- териала, мм/с Высота слоя, мм . Продолжитель- ность дезинте- грации, с Пропускная способность. ма/ч
1 18 30 200 93 9,9
2 10 30 200 93 11,3
2 12 40 200 70 13,5
2 16 53 200 53 18,1
2 18 60 200 47 20,1
2 20 66 200 42 22,6
2 24 79 200 35 21,1
3 18 90 200 31 30,6
4 18 120 200 23 40,8
5 18 150 200 19 51,3
0’ 18 180 200 16 61,8
от .последнего наличием консольной кони-
ческой бутары, которая крепится к барабану
скруббера при помощи фланца. Скруббер-
бутара .предназначена для тех же условий,
что и скруббер, но обеспечивает дополнитель-
ную сортировку и обезвоживание промытого
материала. Устанавливается она горизон-
тально или с углом наклона до 6°.
Привод скруббер-бутары СБ-12 аналогичен
природу скруббера С-12.
Благодаря лопастям и большой частоте
-вращения барабана (70—80 % критической)
движение руды приобретает водопадный4 ха-
рактер. В результате обрушения рудной
массы и интенсивного трения материала
глина, находящаяся в руде, отмывается и
переходит в воду, подаваемую в скруббер-
бутару. 3 результате разности диаметров
загрузочного и разгрузочного отверстий соз-
дается поток пульпы по направлению движе-
ния материала (прямоточная схема про-
мывки)! Промытый материал лопастями пере-
мещается вдоль барабана скруббера и выгру-
жается в барабан бутары для ополаскивания
и выделения мелкой фракции, которая вместе
со шламами проходит через отверстия и
попадает в лоток, расположенный под бута-
рой. Обезвоженная мытая руда разгружается
в конце бутары.
Техническая характеристика скруббер-
бутары приведена в табл. 1.8.
Корытные мойки предназначены
для промывки средне- и труднопромывистых
РУД-
Корытные мойки подразделяются на на-
клонные, горизонтальные н комбинированные.
Наклонные корытные мойки являются одним
из наиболее распространенных типов машин.
Горизонтальные н комбинированные корыт-
ные мойки не получили широкого распростра-
нения из-за более сложной конструкции,
предусматривающей дополнительные устрой-
ства по выгрузке и обезвоживанию промытого
продукта.
По конструкции рабочего органа н области
применения наклонные корытные мойки
можно разделить на промывочные машины со
сплошным шнеком для легко- и средненромы-
вистых материалов крупностью 0—10 мм и
лопастные — для средне- и труднопромы-
вистых материалов крупностью до 100 мм.
Фактическая крупность промываемого мате-
риала в этих машинах обычно составляет для
среднепромывистых материалов не более
40 мм и труднопромывистых не более 20 мм.
Наклонные корытные мойки отличаются
количеством, формой и размерами лопастных
валов, углом установки Лопастей, устрой-
ством сливного порога, приводом, системой
ввода и распределения воды на промывку,
а также способом удаления шлама. Создано
несколько типов наклонных лопастных корыт-
ных моек. В конструктивном отношении они
идентичны, но отличаются размерами лопаст-
ных валов и корыт.
Корытная мойка (рис. 1.8) состоит из
корыта, по продольной оси которого располо-
жены два вращающихся навстречу друг Другу
Рис, 1.7. Скруббер-бутара СБ-12:
1 — барабан скруббера; 2 — лопатка: 3 — опор-
ные н приводные ролики; .4 — барабан бутары;
5 — рама; 6 — электродвигатель
21
Рис. 1,8. Корытная мойка:
1 — корыто; 2 — вал; 3 — лопасти; 4 — привод
вала с насаженными на них лопастями.
Лопасти установлены под углом 65° к оси
вала, благодаря чему достигается интенсив-
ная дезинтеграция материала и его перемеще-
ние по центру ванны к верхнему ее разгру-
зочному концу.
Загрузка породы в машину производится
вблизи нижнего конца корыта, которое при-
мерно на 2/3 длины заполнено водой. Руда
при движении орошается водой, подаваемой
Рис. 1.9. Бичевая промывочная машина:
I — вал; 2 — ковшовое отделение; 3 — бичевое
отделение; 4 — колесные элеваторы с перфори-
рованными ковшами
под давлением 0,1— 0,2 МПа. Перемещаясь
выше зеркала слива, материал ополаскивается
дополнительно чистой водой из брызгальных
устройств. Разгрузочное окно располагается
у верхней торцовой стенки ванны, благодаря
чему обеспечивается обезвоживание промытой
руды. Шламы (слив) разгружаются через
сливной порог в нижнем конце корыта. Вы-
соту сливного порога регулируют с помощью
специальных закладных досок.
Корытные мойки устанавливаются на раму
или фундамент наклонно под углом к гори-
зонту до 12°. Привод состоит из электродвига-
теля, клиноременной передачи и редуктора.
Регулирование частоты вращения вала осу-
ществляется с помощью сменных шкивов
клиноременной передачи.
Удельный расход электроэнергии зависит
от промывистости руды и изменяется в преде-
лах 0,25—0,75 кВт-ч/т; воды — 1,5—2,5 м3/т.
Эффективность промывки составляет 85—
95 %.
Техническая характеристика наклонных
корытных моек приведена в табл. 1.10.
Бичевая промывочная ма-
шина (горизонтальная корытная мойка)
(рис. 1.9) применяется в основном для про-
мывки труднопромывистых марганцевых руд
и состоит из трех параллельно расположенных
отделений. На валах, установленных в пер-
вых двух отделениях, укреплены бичи по
винтовой линии (на одном валу — по правой,
на другом — по левой стороне), а на концах
бичей — сменные башмаки полуовальной или
угловатой формы. Угол башмаков по отноше-
нию к валу можно изменять, регулируя тем
самым силу механического воздействия бичей
на руду. В третьем отделении, разделенном
перегородками на камеры, на валу закреп-
лены колесные элеваторы. Первые два отделе-
ния предназначены для протирки руды,
а третье—для промывки.
Руда подается в первое бичевое отделение
и перемещается бичами вдоль него к противо-
положному концу ванны, откуда через окно
в перегородке поступает во вторую ванну,
в которой движется в обратном направлении,
и переходит в ковшовую ванну. В ковшовой
ванне руда колесными элеваторами переда-
ется по желобам последовательно из одной
камеры в другую. Последним элеватором
22
Таблица 1.10
Техническая характеристика наклонных
корытных моек
Таблица 1.11
Техническая характеристика бичевых
промывочных машин
Параметры К-7 К-12 К-14
Диаметр окружности, описываемой лопастями, мм Размеры ко- рыта, мм: 750 1200 I 400
длина 7500 9 050 9 050
ширина 1650 2 940 3 350
Частота вра- щения лопаст- ного вала, мин-1 16—32 9,4; 12; 15 9,4; 12; 15
Угол наклона корыта, градус 6—12 8—12 8—12
Пропускная способность (максималь- ная), м3/ч 40 67 100
Максимальная крупность питания, мм 40 100 100
Мощность электродвига- теля, кВт Габаритные размеры, мм: 32 55 75
длина 1600 11 810 11 960
ширина 2840 3 463 3 727
высота 8950 1 941 2 156
.Масса, т 10,52 23,56 31,8
Изготовитель Серийно не изготовляются Днепро- петров- ский завод ГШО
Параметры 1 МБМ i МБМ-1 S'E-WUW
Диаметр окружности, описываемой, мм: лопатками 2400 2 400 3 200
ковшами 2200 2 200 3 570
Длина коры- 4800 4 800 6 000
та, мм Частота вра- щения валов, мин"1: бичевых 8,4 8,4 6,9
ковшовых 3,2 4,5 6,6
Пропускная 100— 100—150 250
способность, т/ч Суммарная 150 64,8 63,7 146,3
мощность электродвига- телей, кВт Габаритные размеры, мм: длина 7180 7 030 8 655
ширина 9665 10 230 12 360
высота 3770 3 820 5 115
Масса, т 61 58,8 115
частично обезвоженная руда подается в раз-
грузочный желоб с перфорированным днищем.
Рудная мелочь с водой проходит через днище,
а мытая руда разгружается в конце желоба.
Техническая характеристика бичевых про-
мывочных машин приведена в табл. 1.11
(машины серийно не изготовляются).
Вибрационные промывоч-
ные грохоты. Для промывки легкопро-
мывистых руд или для отделения шламов и
мелочи из предварительно дезинтегрирован-
ных руд применяются плоские вибрационные
грохоты обычных конструкций, оборудован-
ные устройствами для подачи воды.
Для равномерного распределения потока
воды по ширине грохота применяются спе-
циальные распылители (форсунки), закреп-
ляемые на водоподводящих трубах. Угол
наклона между осью факела форсунки и
поверхностью материала на грохоте должен
составлять 100—НО0, а расстояние от фор-
сунки до уровня материала — 300 мм.
Форсунки (рис. 1.10) могут быть выполнены
в виде циклона (вода поступает по касатель-
ной сбоку) либо с завнхряющнм вкладышем
Рис. 1.10. Форсунки для подачи воды на вибра-
ционный грохот;
а — в виде циклона; б — с Зааихряющим вкла-
дышем; / — переходная муфта; 2 — корпус фор-
сунки; 3 — завихряющий вкладыш
(вода поступает по центру). Завихряющий
вкладыш со спиральной канавкой помещается
в конус, вода подводится сверху и с помощью
спиральной канавки завихряется, давая рав-
23
0881
Рис. 1.11. ВибромоЙка СЛ1Д-88:
1,2— ванны промывочные соответственно верхняя и нижняя; 3 — вал внбровозбудителя; 4 — амортизатор пружинный; 5 — ''электродвига*
уель; 6 — соединительный патрубок
Рис. 1.12. Вибромойка Р-633:
/ — барабан; 2 — подвижная балка; 3 — тяга;
4 — рама; 5 — ограничитель резонансных коле-
баний; 6 — пружина; 7 — дебалансный вал; 8 —
разгрузочный порог; 9 — разгрузочное устрой-
ство; 10 — загрузочная воронка; 11 — кардан-
ный вал; 12 — электродвигатель
номерный факел. Использование распыли
тельных форсунок сокращает расход воды и
повышает эффективность промывки.
Расход воды на промывку составляет 1 —
1,5 м-3/т руды при давлении 0,15—0,2 МПа;
эффективность промывки — 75—85 %.
Вибро мойки применяются для про-
мывки средне- и труднопромывистых руд
крупностью 20—150 мм и выполняются с ра-
бочим органом в виде труб или желобов.
Вибромойка СМД-88 конструкции ЙНИИ-
Стройдормаш (рпс. 1,11) состоит из четырех
промывочных ванн (труб), расположенных
по две друг над другом.
Верхние сплошные ванны имеют внутри
продольные выступы высотой 20—25 мм,
улучшающие промывку. Нижние ванны имеют
щелевидные отверстия размером 3X120 мм
для отвода шламов и обезвоживания промы-
того материала.
Ванны попарно связаны диагональными
траверсами в две колеблющиеся в противо-
фазе системы. Каждая из траверс опирается
на две пружины, установленные на раме.
Для гашения свободных колебаний на пру-
жинах смонтированы стабилизаторы. Внутри
траверс проходит вал с четырьмя эксцентри-
ковыми втулками, на которые насажены под-
шипники. Оси подшипников траверс взаимно
смещены на величину эксцентриситета втулок,
а относительно друг друга — на величину
двойного з ксце нтр иситета.
Такая схема позволяет сообщать ваннам
противофазные колебания, в результате чего
машина работает динамически уравнове-
шенно. На валу расположен шкив. Посред-
ством клинорсменпой передачи машине сооб-
щаются колебания от двух электродвигателей.
Исходный материал загружается в верхние
ванны, промывается в них, затем через соеди-
нительный патрубок попадает в нижние
ванны, где окончательно отмывается от при-
месей. В верхние ванны вода подается вместе
с материалом, а в нижние — из брызгал,
установленных в верхней часта ванн. Под
нижними ваннами имеется сборный лоток для
под решетных вод. Уровень материала в ван-
нах регулируется диафрагмами, размещен-
ными на выходе всех ванн. Ванны наклонены
под углом 2—-3°.
Вибромойка СМД-88 рекомендуется для
промывки труднопромывистых материалов.
Вибромойка Р-633 конструкции ВНИИНе-'
руд (рис. 1.12) состоит из двух промывочных
барабанов (труб), жестко связанных между
собой фланцами. Между барабанами распо-
ложен инерционный привод, включающий
дебалансный вал с подшипниками, карданный
вал и электродвигатель. Подшипники за-
креплены во фланцах. Машину подвешивают
к подвижным балкам, которые через пружины
опираются на неподвижную раму. В нижней
части барабанов имеются отверстия диаметром
5 мм. Каждый барабан оснащен загрузочной
воронкой. В месте выгрузки прикрепляется
разгрузочное устройство с косой кромкой
порога, поворачивая который, можно изме-
нять степень заполнения барабанов мате-
риалом и соответственно регулировать про-
должительность промывки и пропускную спо-
собность машины. Такая регулировка необхо-
дима при промывке материала с различными
физико-механическими свойствами. В вибро-
мойке может эффективно промываться трудно-
промывистый материал с содержанием глини-
стых примесей до 15 %, в том числе комовой
глины до 7 %.
Вода на промывку поступает через брыз-
гала специальной конструкции, расположен-
ные в верхней части барабанов. Часть воды
подается вместе с материалом в загрузочную
воронку. Под машиной смонтирован сборник
для подрешетных вод. Вибромойка работает
с повышенным ускорением рабочих камер
(Ao 10g).
Вибромойка конструкции СКВ ГОМ со-
стоит из двух стальных труб, соединенных
разъемными хомутами, в которых закреплены
концы расположенного между трубами вибро-
возбудителя. Внутри корпуса вибровозбуди-
теля вращается эксцентриковый вал с регу-
лируемыми дебалансами.
Трубы имеют перфорированные участки
для выхода шлама. Со стороны питания трубы
снабжены загрузочными воронками, а на
противоположных концах установлены регу-
лируемые пороги. Весь такой блок подвешен
25
Таблица 1.12
Техническая характеристика вибромоек
Параметры ВМИ-25 ВМИ-40 о К со Р-633 1 СМД-38 ВМИ-100 СК6 гом
Размеры промывочных ванн, мм: диаметр барабана 400 500 600 700 800 800 915
(ширина желоба) длина барабана (желоба) 1000 3200 3200 2520 3000 3200 4000
Частота колебаний, мин"1 970 970 970 980 (1470) 750 970 750
Амплитуда колебаний, мм 5,7 5,5 5,0 7,0 (4,4) 8 5,0 5—
Угол наклона ванн, градус Пропускная способность, м3/ч 1—2 1—2 1—2 0—2 2—3 1—2 5,5
25 40 55 30—70 60 70 60
Максимальная крупность пита- 80 100 120 150 150 150 120
ния, мм Мощность электродвигателя, кВт 17 28 40 40 44 55 40
Габаритные размеры, мм: длина 3220 4400 4750 4300 4000 4900 7500
ширина 1500 1750 2200 3000 2750 2450 2500
высота 2200 2750 2750 2820 3100 2900 3250
Масса, т 1,7 2,75 3,2 3,25 8,9 4,2 8,0
Изготовитель Сери и но не изго- Экспери- Серийно не изго-
товляются ментально- товляются
механиче- ский завод «ВНИИНе- РУД»
шарнирно на четырех тягах, опирающихся на
пружины, установленные на жесткой непод-
вижной опоре. Эксцентриковый вибровозбу-
дитель приводится во вращение отдельно
стоящим электродвигателем через длинный
соосный промежуточный вал.
Вибромойки ВМИ конструкция НИИЖеле-
зобетон состоят из двух промывочных жело-
бов, между которыми смонтирован инерцион-
ный вибровозбудитель. Рекомендуются для
промывки среднепромывистых материалов
с содержанием глинистых примесей до 10 %.
Расход воды на промывку в вибромойках
для с реднепро мыв истого материала равен
0,9— 1,1 м3/т, трудной ромывистого — 1,2—
1,5 м3/т; давление воды 0,15—0,2 МПа. Удель-
ный расход электроэнергии составляет 0,25—
1 кВт- ч/т; эффективность промывки 85—90 % .
Техническая характеристика вибромоек
приведена в табл. 1,12.
§ 3. Расчет производительности
промывочных машин
Для конкретных условий промывки мате-
риала производительность промывочной ма-
шины должна определяться с учетом промы-
вистостн руды, технологических и конструк-
тивных параметров машины.
Расчет производительности промывочных
машин следует производить следующими
.26
двумя методами: по расходу электроэнергии,
необходимой для промывки 1 т материала; по
необходимому времени промывки материала
до заданного качества. Из двух полученных
значений рекомендуется принимать наимень-
шее.
Для расчета производительности (т/ч) про-
мывочной машины первым методом исполь-
зуется формула
Q= №]/д, (1.38)
где N — установленная мощность электродви-
гателей, кВт; 1] — коэффициент использова-
ния мощности двигателя (для корытных моек
Т| = 0,7—0,8); q — удельный расход электро-
энергии на промывку материала (определяется
опытным путем; для ориентировочных расче-
тов принимается по табл. 1.3), кВт-ч/т.
Для расчета производительности промывоч-
ной машины вторым методом используются
следующие формулы:
для скруббера
Q = 60сф,7, (1.39)
где v — внутренний объем барабана, м3;
Ф= 0,8—0,1 — коэффициент заполнения ба-
рабана материалом; t — необходимое время
промывки материала до заданного качества
(определяется опытным путем или расчетом;
для ориентировочных расчетов принимается
по табл. 1.3), мин;
для двухвальной наклонной корытной
«юйхи
Q= ЗОлПХрЛй It, (1.40)
где D — диаметр окружности, описываемый
лопастями, м; <р = 0,1—0,15 — коэффициент
заполнения корыта материалом; L — длина
корыта, м; k = 0,8—0,9 — коэффициент
использования длины корыта;
для вибрационной промывочной машины
Q= 60m^2<pL/Z, (1.41)
где т — количество промывочных ванн; 7? —
радиус ванны, м; ср = 0,6—0,7 — коэффи-
циент заполнения ванны материалом; L —
длина ванны, м.
§ 4, Практика работы
промывочных машин
На обогатительной фабрике
Камышбурунского железо-
рудного комбината промывка же-
лезной руды осуществляется в две стадии
в корытных мойках. Время промывки мате-
риала на первой и второй стадии соответст-
венно равно 40 и 50 с. Технологические пока-
затели промывки приведены в табл. 1.13.
На промывочной фабрике
Магнитогорского металлур-
гического комбината промывка
Таблица 1.13
Технологические показатели промывки железной руды
Керченского месторождения в корытной мойке в один прием
Продукт Выход. % Содержание же- леза, % Извлечение, %
Бедная руда Богатая РУДа Бедная РУДа Богатая РУДа Бедн ая РУДа Богатая руда
Мытая руда 80,7 85,2 41,4 46,0 84,6 89,0
Слив 19,3 14,8 31,5 32,5 15,4 11,0
Исходная руда 100,0 100,0 39,5 44,0 100,0 100,0
Таблица 1.14
Технологические показатели промывки руды
при производительности фабрики 500 т/ч
Характеристика машин Продукт Выход, % Содер- жание железа, % Извлечение. %
от опе- рации от исход- ного от опе- рации от неход- кого
Бутара № 1 2870X6800 мм Мытый продукт 53,5 34,4 36,5 58,0 35,5
Слив Питание 46,5 100,0 29,9 64,3 30,6 33,7 42,0 100,0 25,8 61,3
Бутара № 2 2870X6800 мм Мытый продукт 47,2 33,1 43,4 54,4 40,5
Слив Питание 52,8 100,0 37,0 70,1 32,2 37,5 45,6 100,0 33,7 74,2
Скрубберы 2605x4110 мм Мытый продукт Слив Питание 80,6 19,4 100,0 55,9 13,4 69,3 48,1 34,4 45,5 85,1 14,9 100,0 76,0 13,0 89,0
Корытные мойки Мытый продукт 22,0 14,7 43,1 30,4 18,1
(3 машины, работаю- Слив 78,0 52,2 28,1 69,6 41,4
щпе параллельно) 2030X2620 мм Питание 100,0 66,9 31,4 100,0 59,5
Классификатор рееч- Мытый продукт 48,5 6,5 40,4 56,9 7,4
ный № 3 2400Х Слив 51,5 6.9 28,8 43,1 5,6
X 8500 мм Питание 100,0 13,4 34,4 100,0 13.0
Классификатор рееч- Мытый продукт 19,3 10,0 38,1 26,2 10,8
ный № 1 и № 2 Слив 80,7 42,0 25,7 73,8 30,6
2400X8500 мм Питание 100,0 52.0 28,1 100,0 41,4
27
Таблица 1.15
Технологические показатели промывки руды в двух скрубберах,
работающих последовательно
Руда Пропускная способность, т/ч Расход воды, мэ/т Выход мытой руды, % Содержание же- леза, % Извлечение железа в мы- тую руду, % Содержание глины, % 1 Эффективность промывки. %
в пита- нии В МЫТОЙ i руде в сливе 03 X । в мытой РУДе
Бедная окисленная 262 322 0,5 0,4 75,9 78,9 43,6 44,8 46,4 47,1 34,9 36,4 80,3 82,4 8,0 5,2 Нет Нет 100 100
205 0,6 62,6 44,6 55,1 27,1 77,3 42,0 4,2 90,0
242 1,0 62,0 44,5 54,8 27,7 76,3 34,8 3,7 89,5
Россыпная средне- 260 0,5 66,7 45,2 54,0 27,9 79,5 37,0 5,9 84,0
промывистая 260 0,8 63,5 45,2 55,1 28,0 77,4 33,8 4,5 88,4
277 0,6 65,0 45,9 54,4 28,3 78,4 37,3 5,3 85,6
318 0,5 63,9 43,6 52,6 27,8 77,0 38,3 6,7 82,5
Россыпная трудно- 262 0,8 75,7 41,9 46,2 28,4 83,5 31,1 10,4 67,2
промывистая 305 0,7 74,4 41,2 45,2 29,7 81,6 31,8 11,0 65,4
глинистых руд производится в бутарах, скруб-
берах, корытных мойках и реечных классифи-
каторах, Технологические показатели про-
мывки по схеме, показанной на рис. 1.13.
приведены в табл. 1.14.
Рис. 1,13, Схема промывки железных руд на
Магнитогорском металлургическом комбинате
Руда ЮОО’Омй
Дробление
Грохочение
* 100мм | (00 мм
Дробление Промывка
-20мм
Промывка
^Ом^УтаРа^\-2омм
Дробление Промывка
Промывка
Данные о работе двух последовательно
установленных по этой схеме скрубберов на
разных рудах и при разной пропускной спо-
собности и расходе воды приведены в табл..
1.15.
На обогатительных фабри-
ках Никопольского марган-
цевого месторождения для про-
мывки марганцевых руд преимущественно-
применяются бичевые промывочные машины.
Технологические показатели промывки в этих
машинах на обогатительных фабриках им..
40-летия Октября, им. Максимова, им..
Орджоникидзе Никопольского бассейна при-
ведены в табл. 1.16. Экономические показа-
тели (на 1 т мытой руды) при этом составляют:
расход электроэнергии 5,2 кВт- ч; водьг
12,4 м®; капитальные затраты 2,4—4,4 руб.;;
эксплуатационные расходы 0,7—1,2 руб.
Таблица 1.16
Технологические показатели промывки
марганцевой руды на фабриках
Никопольского бассейна в бичевых
промывочных машинах
Промывка мытая,
Умруляйп} \Слав*.. руда
т Классификация
(корытные
? майки)
Грохочение
Магнитная
сепарация
~5Shm
(классификатор
реечный м3)
Пески
Классификация
(.классифика-
тор реечный
N!и М2)
вески
Концентрат
№ обогащение
Слива
отвал
На обогащен ив
Продукт Выход. % Содер- жание марган- ца. % Извле- чение марган- ца, %
Мытая руда 49,8 39,8 71,1
Слив 50,2 15,8 28,9
Исходная РУДЗ 100,0 27,8 100,0
28
Глава 3
Обогащение
в тяжелых суспензиях
§ 1. Процесс обогащения
в тяжелых суспензиях
Процесс обогащения в тяжелых суспензиях
заключается в разделении рудного материала
по плотности отдельных кусков в гравита-
ционном либо центробежном полях в суспен-
зии, имеющей промежуточную плотность
между тяжелой и легкой фракциями. Тяже-
лые суспензии, применяемые при обогащении,
представляют собой механическую взвесь
тонкодисперсных частиц тяжелых минералов
(утяжелителей) в воде.
Для того чтобы частицы утяжелителя нахо-
дились во взвешенном состоянии, применяют
механическое перемешивание или создают
циркулирующие потоки.
В качестве утяжелителей суспензии исполь-
зуют: минералы — пирит, пирротин, барит,
магнетит, арсенопирит, галенит; сплав —
ферросилиций; металл — свинец. Нередко
применяют смесь минералов и сплавов.
Жидкой фазой обычно является вода, редко —
насыщенные растворы солей.
Обычно основной целью обогащения в тя-
желых суспензиях является удаление пустой
породы перед тонким измельчением руды,
приводящее к снижению общих эксплуата-
ционных расходов и нередко к повышению
технологических показателей. Применение
этого метода способствует интенсификации
горных работ, вовлечению в эксплуатацию
бедных руд; получаемая пустая порода может
быть реализована в качестве строительного
материала. Благодаря низкой стоимости обо-
гащения в тяжелых суспензиях, снижается
общая стоимость переработки руды на фабри-
ках в среднем на 15—20 %.
Эффективность разделения в тяжелых
суспензиях выше эффективности обогащения
на отсадочных машинах и зависит от веще-
ственного состава руды, физических свойств
суспензии, типа сепараторов и крупности
обогащаемого материала,
§ 2. Свойства
тяжелых суспензий
Суспензии и коллоидные растворы разделяют
на несколько реологических типов в зависи-
мости от их поведения при действии касатель-
ных напряжений сдвига. Основными типами
указанных жидких систем являются следую-
щие (рис. 1.14).
Ньютоновская жидкость, для
которой напряжение сдвига пропорционально
градиенту скорости
T=t)odcj/d«, (1.42)
где динамический коэффициент вяз-
кости; dy/dn — градиент скорости (производ-
ная скорости по нормали к поверхности
сдвига).
В этом случае любое малое напряжение
сдвига создает градиент скорости, иными1
словами приводит жидкость в движение.
Вязкопластичная система,
для которой характерным является наличие1
некоторого начального (статического) напря-
жения тст, необходимого для появления
течения жидкости. При достаточно больших
напряжениях зависимость между т и du/drr
имеет линейный характер н выражается
законом Шведова—Бингама
т — т0 -|- T^dv/dn, (1.43>
где т0 — динамическое напряжение сдвига;
— коэффициент структурной вязкости.
В вязкопластичных (структурных) системах
взаимодействие между частицами приводит
к их самопроизвольному сцеплению и образо-
ванию непрерывной структуры либо отдель-
ных агрегатов.
Динамическое напряжение сдвига т0 в отли-
чие от статического тст представляет собой
напряжение, необходимое для разрушения
структуры в текущей среде. Соотношение
между тст и т0 определяется упругостью среды.
Многочисленными экспериментами установ-
лено, что для упругих систем тст > т0, а для
систем с преобладающими пластическими
свойствами тст < т0. Для некоторых тяжелых
суспензий тст больше т0 в 6—9 раз.
Неньютоновская жидкая
система, для которой при достаточно-
малых значениях напряжения сдвига при-
ближенно справедливо уравнение (1.42), по-
скольку кривая 3 (см. рис. 1,14) проходит
через начало координат. По мере увеличения
напряжения сдвига кажущаяся вязкость
среды [см. ниже формулу (1.45)] непрерывно
Рис. 1.14. Диаграмма зависимости градиента ежв-
рости dv/dn от напряжения сдвига с для коллоид-
ных систем и жидкостей:
} — ньютоновская жидкость; 2 — вязкопластич-
ная система; 3 — иекьютоиовская жидкая си-
стеме; 4 — делатансионная система
2»
уменьшается. Указанный характер завнсп-
-мости du/dn от т объясняется тем, что частицы
неньютоновских жидких систем имеют палоч-
ковидную форму. При низких градиентах
скорости'ориентация частиц хаотическая, при
увеличении градиента скорости ориентация
частиц изменяется в направлении течения
потока, вследствие чего и уменьшается кажу-
щаяся вязкость среды.
Де л ат ап сио н на я система,
для которой с увеличением напряжения
сдвига кажущаяся вязкость непрерывно воз-
растает. При достаточно больших значениях т
традиент скорости остается постоянным. Ука-
занное явление (делатансия) наблюдается
в концентрированных суспензиях (выше 42 %
твердого по объему).
Суспензии, применяемые в практике обога-
щения, разделяются на две основные группы:
бесструктурные, в которых взаимодействие
между частицами отсутствует (малое содержа-
ние твердого, добавка пептизаторов); по
-реологическим свойствам эти суспензии при-
ближаются к жидкостям;
структурные, в которых частицы твердой
фазы взаимодействуют друг с другом; по
реологическим свойствам данные суспензии
-приближаются к вязкопластичным системам.
Бесструктурные суспензии.
'Вязкость суспензий больше вязкости диспер-
сионной среды и возрастает с увеличением
концентрации дисперсной фазы вследствие
лучшей передачи твердыми частицами коли-
чества движения от одних слоев суспензии
к другим. Кроме того, твердые частицы,
.адсорбируя некоторое количество жидкой
фазы, уменьшают ее свободный объем.
Наиболее распространенной формулой для
определения вязкости суспензии является
формула Ванда
Т|с = По (1 + 2.5С+ 7,349С2 +
+ 16.2С3 -|- ...), (1-44)
где С — объемная концентрация твердой
фазы, доли ед.
Поскольку концентрация твердого в суспен-
зиях, применяемых на практике, не должна
превышать 40 %, то в формуле Ванда обычно
пренебрегают членами высшего порядка,
ограничиваясь третьей степенью.
Формула (1.44) применима в пределах
концентрации 0—0,5. В практике абсолютная
величина т|с обычно не превышает 0,03 П.
Структурные суспензии. Раз-
личают два типа структур: образующиеся
вследствие повсеместного соприкосновения
сольватных оболочек частиц дисперсной фазы
весьма высокой концентрации (например,
эмульсии, пасты и т. д.) и образующиеся
вследствие регионального сцепления частиц,
имеющих неправильную форму, при концен-
трациях, недостаточных для образования
'Структур первого рода.
Применяемые в обогащении суспензии обра-
зуют структуры второго типа.
" Структура в суспензии образуется при
различной объемной концентрации в зависи-
мости от удельной поверхности утяжелителя
.30
5уд, определяемой крупностью частиц. Так,
образование структуры начинается для по-
рошка с 5уД = 5700 сма/см3 при С= 0,17,
для порошка с 5уД-- 2600 cmVcm3 при С =
= 0,21 и для порошка с 5уд~ 1770 сма/см3
при С = 0,26. При объемной концентрации
твердого ниже указанных пределов суспензии
являются бесструктурными системами, при
более высоких концентрациях — структур-
ными. В первом случае они подчиняются
закону, выраженному формулой (1.42), а во
втором — формулой (1.43).
Динамическое напряжение сдвига т0 и
коэффициент структурной вязкости т] за-
висят от;
удельной поверхности и объемной концент-
рации утяжелителя (с их увеличением т0 и 1)
увеличиваются);
химической природы утяжелителя и формы
частиц;
наличия поверхностно-активных веществ
в пульпе, например, флотационных реаген-
тов-собирателей (в присутствии их сущест-
венно повышается т0 и незначительно т));
наличия специальных реагентов-пептизато-
ров, значительно снижающих т0 и незначи-
тельно т). Действие реагентов-пептизаторов
особенно эффективно для тонкодисперсных и
плотных суспензий.
С технологической точки зрения структур-
ные суспензии, применяемые в практике
обогащения, могут быть разделены на три
типа: слабоструктурные (т0 3 Па); струк-
турные (3 < т0 8 Па); сильноструктурные
(то> 8 Па).
Благодаря тиксотропным свойствам суспен-
зий и постоянным изменениям градиента
скорости, структура в сепараторах непре-
рывно разрушается и восстанавливается,
поэтому эффективное сопротивление суспен-
зии сдвигу т изменяется.
Кажущейся вязкостью т)к,
характеризующей текучесть суспензии, назы-
вается отношение напряжения сдвига т
к градиенту скорости dn/drt
т|к = i/(dv/dn)— tga, (1.45)
где а — угол, образованный прямой, прове-
денной из начала координат в некоторую
точку кривой т = / (du/dfl), с осью du/dn
(см. рис. 1.14).
Кажущуюся вязкость определяют, измеряя
объем суспензии, вытекающей в единицу
времени через капилляр под действием силы
тяжести. Кажущаяся вязкость может слу-
жить критерием, характеризующим текучесть
суспензии при измерениях на приборах одного
типа и размера. Нельзя сопоставлять резуль-
таты измерений, выполненных на разных
приборах.
Устойчивостью суспензии
называют способность ее сохранять заданную
плотность в различных по высоте слоях. Бес-
структурные суспензии являются крайне
неустойчивыми системами. По мере увеличе-
ния структурообразованпя в суспензии или
повышения объемного содержания в ней твер-
дого повышается и устойчивость ее. В прак-
тике обогащения обычно применяют неустой-
чивые суспензии, поэтому для поддержания
заданной плотности по высоте ванны создают
циркулирующие потоки. Требуемая скорость
циркуляции рассчитывается по данным лабо-
раторных исследований.
Максимальная разница плотностей в верх-
ней и нижней зонах ванны сепаратопа состав-
ляет 0,1—0,2 г/см3. Отсутствие этой разницы
в плотностях указывает на то, что в суспензии
произошло сильное структурообразование.
Устойчивость суспензии повышается при
добавке в нее тонких классов утяжелителя и
рудных шламов. Необходимая устойчивость
суспензии обеспечивается соответствующей
степенью обесшламливания исходного мате-
риала, направляемого на разделение. Иногда
добавляют 1—3 % глинистых материалов или
применяют смесь порошков материалов раз-
личной плотности (например, смесь ферроси-
лиция с магнетитом или пирротином). По-
скольку указанные добавки часто приводят
к сильному структурообразованию, прихо-
дится использовать реагенты-пептизаторы.
В качестве реа гентов-пептизато-
ров применяют жидкое стекло, сульфитный
щелок, алюминаты, ферриты кальция, магния
и т. п. К указанным реагентам относятся
триполифосфат и гекса метафосфат натрия.
Могут' быть использованы алкилсульфаты,
соли жирных кислот, производные поливи-
нила, полиэфира и целлюлозы, сложные
эфиры, соли и производные полимерных
кислот (например, полиакриловой). Каждое
из перечисленных веществ можно применять
самостоятельно или в смеси с другими веще-
ствами. Содержание пептизаторов (по массе)
в суспензии должно составлять 0,001—0,5 %
утяжелителя. Оно зависит от природы реаген-
та и утяжелителя и определяется опытным
путем.
Плотность суспензии (г/см3)
определяют по формуле
Рс= С (ру- 1)+ I, (1.46)
где С — объемная концентрация утяжелителя,
доли ед.; ру — плотность утяжелителя, г/см3.
Максимальная плотность суспензии опре-
деляется максимально возможным объемным
содержанием утяжелителя.
Обычно при измельченном утяжелителе
объемное содержание твердого в суспензии не
превышает для частиц остроугольной формы
36 % , а для частиц округлой формы 43—48 %
(при их содержании в утяжелителе соответ-
ственно 50—60 % и 85—90 %).
Максимальная плотность суспензии, кото-
рая может быть получена при использовании
в качестве утяжелителя гранулированного
ферросилиция при содержании в нем до 90 %
сферических частиц, составляет 3,8 г/см3.
Плотность рабочей суспензии, применяемой
при обогащении, выше плотности легкой фрак-
ции (породы), но ниже плотности тяжелой
фракции. Плотность рабочей суспензии зави-
сит от следующих параметров:
реологических свойств суспензии. При
бесструктурных суспензиях плотность рабо-
чей суспензии поддерживается обычно не-
сколько выше, чем при структурных, вслед-
ствие более интенсивного осаждения утяже-
лителя на кусках руды. При несколько мень-
шей плотности рабочей суспензии в структур-
ных суспензиях увеличивается скорость и
кинетическая энергия кусков, что способ-
ствует преодолению сопротивления суспензии
сдвигу. Если необходимо получить чистую
тяжелую фракцию из легкообогатимой руды,
эффективная плотность разделения повыша-
ется путем увеличения структурообразова-
ния в суспензии;
времени пребывания руды в сепараторе.
При продолжительном пребывании руды
в сепараторе и интенсивном налипании утяже-
лителя на куски плотность рабочей суспензии
увеличивают;
крупности обогащаемого материала. Для
мелких классов плотность суспензии устанав-
ливают ниже, чем для крупных (той же руды);
плотности кусков обогащаемой руды. В тех
случаях, когда встречаются трещиноватые,
ноздреватые породы, включающие закрытые
поры и пустоты, плотность кусков ниже, чем
плотность данной руды в монолите, и соответ-
ственно должна быть ниже плотность суспен-
зии, при которой происходит выделение лег-
кой фракции;
минералогопетрографической характери-
стики исходной руды.
При незначительном содержании в руде
промпродуктовых фракций и резкой разнице
в плотности породы и тяжелых полезных мине-
ралов показатели обогащения практически
не зависят от изменения плотности суспензии
до определенного предела. И наоборот, при
равномерном распределении в руде фракций
различной плотности незначительное отклоне-
ние плотности суспензии от заданной при-
водит к изменению технологических пока-
зателей.
Окончательно оптимальную плотность ра-
бочей суспензии подбирают в процессе про-
мышленной эксплуатации установки в зави-
симости от конкретных условий обогащения
и требований к качеству конечного продукта.
Для измерения и изучения реологических
свойств грубодисперсных суспензий приме-
няют капиллярные и ротацион-
ные вискозиметры.
Более надежные результаты, не зависящие
от размеров прибора, можно получить на
вакуумном вискозиметре Механобра (рис. 1.15)-
[8], определяя расход Q суспензии через
капилляр при различном перепаде давления^.
Для определения реологических свойств-
суспензии сначала строят график Q = / (р)
(рис. 1.16), а затем производят расчет по
следующим формулам [8]:
т0 = 3rpc/8L, (1.47)
где г — радиус капилляра, мм; рс — дав-
ление, при котором Q = 0 — отрезок, отсе-
каемый прямой Q = f (р) на оси абсцисс, Па;
L — длина капилляра, мм;
1) = X (р — pc)/Q, (1.48>-
где X — постоянная капилляра; Q — расход,
суспензии, соответствующий давлению р,
см3/с.
ЗЬ
ffoda пвд давле-
ние’’}
Фис. 1.15. Принципиальная схема вискозиметра:
1 — блок насоса; 2 — буферный баллон; 3 —
электродвигатель; 4 — капилляр; 5 — колба ра-
'бочая; 6 — кран вакуумный; 7 — сборник воды;
8 — насос водоструйный; 9 — воронка расходо-
мерная; 10—трубка циркуляционная; 11—кран
трехходовой; 12— кран регулировочный; 13—
воронка приемная; 14 — вакуумметр
Для бесструктурных суспензий т0 = 0
(см. рис. 1.14, 1) реологические свойства
характеризуются динамическим коэффициен-
том вязкости суспензии
т| = kp/Q. (1Л9)
На рис. 1.16 приведена зависимость Q =
— f (р) для галенитовой суспензии, обычно
применяемой в обогащении (удельная по-
верхность порошка галенита 5700 см2,'см8) [8].
При объемной концентрации твердого более
0,16 истечение суспензии происходит по
закону вязкопластичных систем.
Устойчивость суспензии чаще всего опре-
деляют измерением скорости ее осветления
в цилиндре или скорости образования осадка.
§ 3. Утяжелители
Характеристика утяжелителей, применяе-
мых в обогащении, приведена в табл. 1.17.
Плотность утяжелителя должна обеспечи-
вать получение суспензии заданной плотно-
сти с динамическим напряжением сдвига не
более 3 Па.
Наилучшим утяжелителем является гра-
нулированный ферросилиций, отличающийся
высокой сопротивляемостью истиранию и
коррозии. Безвозвратные потерн его при
обогащении низки благодаря высокому из-
влечению при регенерации. Гранулированный
Таблица 1.17
Характеристика утяжелителей,
применяемых при обогащении
Рис. 1.16. Зависимость Q = f (р) для суспензии
при различной объемной концентрации (доли ед.)
.утяжелителя:
1— 0,16; 2 — 0,22; 3—0,26; 4— 0.30; 5 — 0,32;
5 - 0,43
Утяжелитель Плотность утяже- лителя, г/см’ ! Максимально воз- можная плотность суспензии, г/см* Твердость по шка- ле Мооса
Барит (BaSOJ 4,4 2,2 3,0—3,5
Пирит (FeS2) 5,0 2,5 6—6,5
Пирротин (Рел5Л+1) 4,6 2,3 3,5—4,5
Магнетит (Fe3O4) 5,0 2,5 5,5—6,5
Арсенопирит (FeAsS) 6,0 2,8 5,5—6
Галенит (PbS) 7,5 3,3 2,5—2,75
Измельченный ферросилиций (85 % Fe, 15 % Si) 6,9 3,1 7,0
Гранулированный ферросилиций (90 % сфериче- ских частиц; 85 % Fe, 15 % Si) 6,9 3,5— 3,8 7,3—7,6
Примечание. Предел максимально
возможной плотности суспензии может быть уве-
личен повышением объемного содержания твердо-
го до 45 % с добавкой реагентов-пептизаторов.
32
Таблица 1.18
Гранулометрический состав
гранулированного ферросилиция, %
Класс, мм Запорожского завода ферро- сплавов Фирмы «Кнапсак» (ФРГ)
Мелкий сорт (Рс <3 г/см3) Крупный сорт (₽с >3 г/см*)
+0,1 0,2 8,2 24,1
—0,1+0,074 4,1 8,3 12,9
—0,074+0,040 34,0 31,5 29,5
—0,04+0,02 48,6 24,7 18,5
—0,02+0,01 12,0 10,8 8,3
—0,01+0 1,1 16,5 6,7
яо
е-
р-
IB.
ферросилиций кроме железа и кремния со-
держит незначительные количества легиру-
ющих добавок (меди и других металлов).
Несмотря на то, что гранулированный
ферросилиций более устойчив к коррозии,
чем измельченный (может сохраняться в воде
без перемешивания до 60 сут), при опреде-
ленных условиях он подвергается окисле-
нию. Окислительные процессы развиваются
при контакте частиц утяжелителя с возду-
хом (барботаж суспензии в течение длитель-
ного времени) и низкой щелочности жидкой
фазы суспензии. Повышение температуры
увеличивает скорость реакции. При движе-
нии частиц утяжелителя в суспензии облег-
чается доступ кислорода к ним, а трение их
друг о друга способствует разрушению защит-
ной пленки на поверхности, что также
приводит к повышению скорости коррозии.
С увеличением pH от 6,8 до 9 (путем добавки
извести, соды и т. п.) защитные пленки из
гидратов окислов железа становятся менее
растворимыми.
При увеличении коррозии гранулирован-
ного ферросилиция наблюдается слипание
осевших частиц. В суспензии увеличивается
структурообразование и т0 возрастает до
33—44 Па, ат] — до 0,21—0,26 П, снижается
удельная магнитная восприимчивость. Так,
при напряженности магнитного поля 80—
120 кА/м удельная магнитная восприимчи-
вость свежего гранулированного ферросили-
ция составляет 0,109—0,09 см3/г, сильно
окисленного 0,048—0,041 см3/г.
Г ранулометрический состав
утяжелителя. В практике обогаще-
ния применяют утяжелители, крупность ко-
торых варьирует в широком диапазоне
(рис. 1.17). Верхний предел крупности утя-
желителя для обогащения в гравитационном
поле равен 0,15 мм.
Гранулометрический состав гранулирован-
ного ферросилиция приведен в табл. 1.18.
Для стабилизации суспензии необходимо
присутствие тонких классов (—0,01 мм)
в количестве 7—16 %. С экономической
точки зрения целесообразно применять гра-
нулированные утяжелители с низким содер-
2 Заказ 219
Рис, 1.17. Гранулометрическая характеристика
утяжелителя:
I—ферросилиций, фабрика «Мескот»; 2— свин-
цовый концентрат, фабрика «Мескот»; 3 — свин-
цовый концентрат, фабрика «Сулливан»; 4 —
свинцовый концентрат, фабрика «Игл-Пичер»;
5 — снинцовый концентрат, фабрика «Хелкин»;
6 — арсенопирит, фабрика «Эренфридерсдорф»;
7 — магнетит, фабрика «Холмен Клиффе»; 8 —
гранулированный порошок ферросилиция
жанием тонких классов, вследствие меньшей
их стоимости и более высокого извлечения
при регенерации. Там, где это возможно,
для стабилизации суспензии рационально
применять рудные шламы в сочетании с реа-
гентами-пептизаторами.
Утяжелитель выбирают в зависимости от
свойств обогащаемого материала и экономи-
ческих показателей. Например, при перера-
ботке руд, содержащих арсенопирит, целе-
сообразно использовать его в качестве утя-
желителя. Преимуществом арсенопирита яв-
ляется его низкая стоимость, что компенси-
рует повышение расходов по регенерации
методом флотации. В схему регенерации не-
обходимо вводить операцию десорбции со-
бирателя с поверхности частиц, например,
сернистым натрием (расход до 10 кг/т утя-
желителя), что улучшает реологические свой-
ства суспензии и устраняет ценообразование.
§ 4. Движение рудных тел
в тяжелой суспензии
Движение тел в бесструктурной суспензии
является разновидностью стесненного паде-
ния их в жидкости (см. раздел III первой
книги Справочника).
Скорость падения в суспензии крупных
тел при достаточно большой их плотности
(для шаров критерий Re2i|) = nd3 g (рт —
— pc)/6v2pc > 1-107, пли число Рейнольдса
Re = udi'v > 2-103) равна скорости падения
их в жидкости той же плотности и вязкости.
Скорость падения может быть определена по
формуле Рнттиигера.
Скорость падения в суспензии тел, для
которых Re2Tp < 7-107, меньше скорости
их падения в жидкости той же плотности и
вязкости и может быть рассчитана по графи-
кам Re2 ф = / (Re) или приближенно по
33
Неподвижные
Подвижные
Пира ми даль ные Цилиндра - юничесние Барабанные
С налей удельной производительностью Со средней удельной производительностью С дальшей уде ль ней /рад J омм&шюсмь V
В сепараторах с малой [3—8 т/(м3-ч)]
удельной производительностью благодаря
значительному объему ванны плотность су-
Таблица 1.19
Техническая характеристика конусных
сепараторов
Параметры Д-3,5 Д-6,0
Диаметр сепарато- ра, мм 3500 6 000
Рабочий объем сепа- ратора, м3 Частота вращения ме- шалки, мин'1 Диаметр аэролиф- та, мм 17,2 84
2,72 1,56— 2,49
200 250—300
Давление воздуха (расчетное), МПа 0,15 0,35
Расход воздуха (рас- четный), м3/мин <15 <25
Крупность руды, мм —100+6 — 100+6
Производительность (по питанию), т/ч Электродвигатель привода мешалки: 100—180 400—700
мощность, кВт 4,5 7
частота враще- ния, мшГ1 Габаритные разме- ры, мм: 950 980
длина 4175 6 640
ширина 3720 6 500
высота 7740 12 070
Масса, т 7,1 27,1
Изготовитель Востокмашзавод
2*
Рис. 1.20. Классификация сепараторов для обо-
гащения руд в тяжелых суспензиях:
Р — исходная руда; С — суспензия; Л — лег-
кая фракция; Т — тяжелая фракция. Разгрузка
тяжелой фракции: а. б — аэролнфтная; в — ги-
дравлическая; е, з—к, м, н — элеваторным
колесом; м — ковшовым элеватором; л — шнеком
спензии является более стабильной, но труд-
нее поддается регулировке, чем в сепарато-
рах со средней [8—25 т/(м3-ч)] и большой
[25—70 т/(м3-ч)] удельной производитель-
ностью.
Разгрузка легкой фракции осуществляется,
как правило, переливом суспензии через
сливной порог сепаратора.
Тяжелая фракция разгружается при по-
мощи аэролифта, сифоном или различными
механическими приспособлениями (ковшо-
выми или колесными элеваторами, шнеком).
Сепараторы делятся на две, примерно
равные по числу типов, группы: противоточ-
ные (разгрузка продуктов разделения в раз-
ные стороны) и прямоточные (разгрузка
в одном направлении). Прямоточные сепара-
торы дают возможность применить наиболее
экономичные конструктивно-компоновочные
решения при разделении руды на два про-
дукта. При этом по технологическим и экс-
плуатационным признакам противоточные се-
параторы не имеют преимуществ. Однако
при разделении руды на три продукта при-
менение противоточных сепараторов является
п ре дпочтитель иым.
Наибольшее распространение в мировой
практике получили три типа сепараторов:
конусные, колесные и барабанные.
Техническая характеристика некоторых се-
параторов приведена в табл. 1.19 и 1.20.
35
Таблица 1.20
Техническая характеристика барабанных
сепараторов
Параметры СБЭ-1,8 СБЭ-2,5
Размеры бараба- на, мм:
диаметр 1800 2500
длина 1800 2500
Частота вращения ба- 3; 4; 6 3; 4; 6
рабана, мин'1 —304-150
Крупность руды, мм -304-150
Производительность, 40—60 70—120
т/ч Электродвигатель привода:
мощность, кВт 7 10
частота враще- 980 980
ния, мин-1
Габаритные разме-
ры, мм:
длина 3160 3970
ширина 2416 3720
высота 3078 3913
Масса, т 3,9 16.6
Изготовитель Серийно не
изготовляются
§ 6, Эффективность обогащения
в тяжелых суспензиях.
Производительность сепараторов
Технологическая эффектив-
ность разделения (точность раз-
деления) зависит как от природы гравита-
Рис. 1.21. Типичные гравитационные характе-
ристики руд:
а — труд но обогати мая руда; б — легкообогатн-
мая руда; в — весьма легкообогатимая руда
цпонной и гранулометрической характери-
стик обогащаемого материала, так п от кон-
структивных особенностей тяжелосредных се-
параторов и свойств тяжелой суспензии.
Гранулометрический состав руды можно
характеризовать верхним и нижним преде-
лами крупности обогащаемого материала,
поскольку при равенстве указанных преде-
лов для разных руд обычно близки и их
гранулометрические характеристики.
Гравитационные характеристики руд по
степени обогатимости разделяются на три
класса (рис. 1.21). определяемые по выходу
промежуточных продуктов и диапазону их
плотности рп, а также по плотности разделе-
ния * рр. Например, для случая б (см.
рис. 1.21) при плотности разделения с/
руда из легкообогатимой переходит в труд-
нообогатимую. Показателем обогатимости Фд
может служить производная dO/dp или тан-
генс угла наклона кривой суммарной грави-
тационной характеристики руды коси абсцисс
вблизи точки, соответствующей плотности
разделения (которая близка к плотности
рабочей суспензии).
Классификация руд по степени
обогатимости
Показатель
обогатимости
Фр, %-сма/г
Труднообогатимые ... >150
Легкообогатимыс . . . 50—150
Весьма легкообогатимые <50
Погрешность разделительного аппарата (се-
паратора), определяемую совокупностью кон-
структивных особенностей аппарата и свойств
суспензии, предложено [7] оценивать по
величине
Др = 0,5 (Api~ Дрг), (1.50)
где Apj и Др2—отклонение плотности ча-
стиц, попавших не по назначению соответ-
ственно в тяжелый и легкий продукты, от
плотности разделения (рис. Г.22), опреде-
ляемое по гравитационному анализу продук-
тов.
Общая оценка эффективности (точности)
разделения при обогащении в тяжелой су-
спензии производится двумя способами:
по среднему вероятному отклонению
Грт — 0,5 (р-5 p2s)> (I-51)
где р_5 и р25— плотность фракций, извлече-
ние которых в тяжелый продукт составляет
соответственно 75 и 25 % (определяется по
результатам гравитационного анализа про-
дуктов разделения);
по формуле Люйкепа—Дина
Е — ет — 6л =
= 100 {1 — [</]/ап < <72/(100— ап)]}.
(1.52)
* Под плотностью разделения понимается
плотность узкой фракции обогащаемого материа-
ла, которая распределилась поровну между тя-
желой и легкой фракиняни.
36
Погрешность разделительных аппаратов и параметры технологической эффективности для тяжелосредн ых сепараторов по промышленным данным
Рис. 1.22. Гравитационная характсристи ка ис-
ходной руды Ф (р), тяжелой фракции Д, (р) и
легкой фракции / (р):
V — фактический выход легкой фракции; тт —
теоретический выход легкой фракции. Начало
отсчета тяжелой фракции /т (р) совпадает с фак-
тическим выходом легкой фракции
где ет и 8Л —извлечение соответственно тя-
желого и легкого продуктов в тяжелую
фракцию; q± и q2 — соответственно количе-
ство легкого продукта в тяжелой фракции
и тяжелого продукта в легкой фракции, %
общего питания сепаратора; <х — содержание
легкого продукта в питании, %.
Величина £р т зависит от гравитационной
характеристики руды (см. рис. 1,21) и рео-
логических свойств суспензии и ври опти-
мальных условиях ведения процесса нахо-
дится в пределах 0,02—0,04, Способ оценки
процесса по величине £р т не всегда дает
правильное представление о действительной
погрешности разделения, поскольку при этом
не учитывается характер изменения извлече-
ния фракций в областях больше 75 % и
меньше 25 %.
При определении эффективности с исполь-
зованием зависимости (Т.52) величины Ql
и q2 предложено рассчитывать по формулам
И
qi “ Ф{ Api/4, = Ф£ Др2/4, (1.53)
гдеФ[,Ф2— средние значения производной
йФ.'йр соответственно на участках от рр — Apj
до рр и от рр до рр Др2.
По формулам (1.53) можно прогнозировать
результаты разделения в тяжелых суспен-
зиях по данным лабораторных исследований.
При этом значения Др задаются в зависимо-
сти от выбранного тяжелосредного сепаратора
и свойств тяжелой суспензии (табл. 1.21),
а Ф1 и Ф2 рассчитываются по гравитационной
характеристике руды [7].
Зависимости эффективности разделения от
динамического напряжения сдвига, круп-
ности материала и производительности се-
параторов приведены соответственно на
рис. 1.23—Т.25. Наличие максимума на кри-
вой Е = f (Q) (рис. 1.25) показывает, что
37
Динпнииесное сопротивление суспензии,
сёви г у, Па,
Рис. 1.23. Зависимость эффективности разделе*
ния от реологических параметров тяжелой суспен-
зии по данным практики:
1 — магнезитовые трудно обогати мыс руды,
—60 ~ Б мм; конусный сепаратор; 2 — магне-
зитовые труднообогатимые руды, —120 4- 25 мм;
барабанный сепаратор; 3 — весьма легкообога-
тимые руды Норильского месторождения, —100 +
+ 8 мм, спиральный сепаратор; 4 — легкообо-
гатимые руды Смирновского месторождения,
—80 + 10 мм, конусный сепаратор; 5 — алмазо-
содержащие легкообогатимые руды, —50 + 5 мм,
конусный сепаратор; 6 — датолитовые легкообо-
гатимые руды, —45 -f- 5 мм, конусный сепаратор;
7 — труднообогатимые руды Зыряновского место-
рождения, — 100 + 8 мм, колесный сепаратор;
S — легкообогатимые руды Акджальского ме-
сторождения, — 60 + 6 мм, колесный сепаратор;
9 — алмазосодержащие легкообогатимые руды,
+ 20 мм, барабанный сепаратор
Рис. 1.24. Зависимость эффективности разделе-
ния в тяжелой суспензии материала от его круп-
ности при оптимальных реологических пара-
метрах:
1 — конусный сепаратор; 2 — барабанный се-
паратор
Рис. 1.25. Зависимость эффективности разделе-
ния от производительности сепараторов при опти-
мальных реологических параметрах:
1 — конусный сепаратор; 2 — барабанный сепа-
ратор
редогрузка и перегрузка сепаратора снижают
эффективность разделения.
Значения погрешности разделительных ап-
паратов и параметров технологической эффек-
тивности для сепараторов различных типов
приведены в табл. 1.21.
Разгрузка легкой фракции
оказывает влияние на эффективность разде-
ления. Нарушение структуры расслоившегося
материала перед порогом сепаратора в ре-
зультате перемешивания под влиянием вос-
ходящих потоков увеличивает засоренность
легкой фракции тяжелым продуктом. Эта
засоренность легкой фракции может быть
снижена ограничением высоты слива над
порогом ho до 0,4—0,8 диаметра максималь-
ного куска обогащаемого материала. Ниж-
нему пределу hn соответствует большая
скорость транспортирующего потока (до
0,3 м/с). С уменьшением максимального диа-
метра куска увеличивается влияние скорости
восходящего потока перед порогом. Для
снижения влияния восходящего потока при-
меняется комбинированная разгрузка легкой
фракции, когда высота слива устанавливается
минимальной, а разгрузке легкой фракции
способствуют механические устройства, на-
пример лопастное колесо.
При сплоченном слое всплывшего мате-
риала имеется возможность механического
захвата кусков тяжелого продукта. Послед-
нее имеет место только в том случае, если
слой всплывшего материала находится в «на-
пряженном» состоянии, например, прижат
динамическим давлением горизонтального по-
тока суспензии к порогу разгрузки легкой
фракции.
Разгрузка тяжелой фрак-
ц и и, как правило, не влияет на эффектив-
ность разделения в сепараторах малой и сред-
ней удельной производительности. Для ба-
рабанных сепараторов с большой удельной
производительностью устройства для раз-
грузки тяжелой фракции выбираются в за-
висимости от гравитационной характери-
стики обогащаемого материала. Например,
шнек и элеваторное колесо используются
при большом выходе тяжелого продукта,
а элеваторное колесо (сепаратор «Вемко»)—
при малом.
Необходимая длина зоны
разделения зависит от степени обога-
тимости руды н при средней скорости транс-
портирующего потока 0,2 м/с составляет, м'.
руда труднообогатимая......... 4,5—5
» легкообогатимая ......... 2,5—3
» весьма легкообогатимая , . 1,5—2
Наибольшая длина зоны разделения при
одинаковой площади зеркала имеет место
у конусных сепараторов вследствие круговой
траектории движения всплывшего материала.
Расчет производительности
сепаратора в первую очередь произво-
дится с учетом требований, предъявляемых
к качеству одного из продуктов разделения,
так как практически невозможно получить
при разделении максимальное количество
обоих продуктов высокого качества.
38
При высоком качестве легкой фракции
Q = ЗбООи* Слрл^3/ап, (1.54)
при высоком качестве тяжелой фракции
Q = 3600ц *CTpTfe3/(l — ап), (1.55)
где Q — производительность по питанию, т/'ч;
о* и ц* — граничная гидравлическая круп-
ность, т. е. скорость падения в суспензии
граничных кусков соответственно легкой и
тяжелой фракций, м/с; Сл и Ст — объемная
концентрация соответственно легкой и тяже-
лой фракций в ванне сепаратора (в зонах
разгрузки продуктов), доли ед.; s3 — пло-
щадь зеркала суспензии в сепараторе, м2;
k — коэффициент использования площади
зе ркала сспа рато ра.
По данным практики, для разных типов
сепараторов k имеет следующие значения;
пирамидальные............. 0,8—0,9
конусные..................0,65—0,75
барабанные................ 0,5—0,6
Значения Сл и Ст в конусных сепараторах
практически одинаковы и составляют 0,3—
0,35. В колесных и барабанных сепараторах
значения Сл примерно те же, а Ст может
достигать 0,58, так как в разгрузочных
ковшах материал лежит плотным слоем.
Граничная гидравлическая
крупность о* и о* для труднообогати-
мых руд, когда разница плотности разделяе-
мых компонентов незначительна, равна в сред-
нем 0,004 м/с. Увеличение ее для труднообо-
гатимых руд ведет к снижению эффективности
разделения.
Для легкообогатимых руд о* и могут
быть увеличены в зависимости от разницы
плотности разделяемых компонентов и тре-
бований, предъявляемых к качеству продук-
тов разделения.
§ 7. Практика обогащения
в тяжелых суспензиях
Технологические схемы обо-
гащения руд в тяжелых суспензиях
(рис. 1.26) практически одинаковы для
большинства работающих установок.
Процесс обогащения в тяжелых суспен-
зиях состоит из следующих операций: под-
готовка руды к разделению; разделение руды
в суспензии на фракции различной плот-
ности; дренаж рабочей суспензии и отмывка
продуктов разделения; регенерация утяже-
лителя.
Удельный расход электроэнергии на уста-
новках составляет в среднем около 2—
3 кВт-ч/т, свежей воды — 0,5 м3/т.
Подготовка руды к сепарации
заключается в дроблении ее до крупности,
при которой происходит освобождение основ-
ной массы пустой породы (обычно 100—
25 мм). Дробленую руду подвергают гро-
хочению и промывке для удаления шламов
Рис. 1.26. Типовая схема обогащения руд в тяже-
лых суспензиях
и мелких классов руды. Нижний предел
крупности руды обусловлен технической
возможностью отделения на грохотах суспен-
зии от продуктов разделения и требованиями
к качеству конечных продуктов. Обычно
нижний предел крупности принимают 4—
6 мм, редко 1,5—2 мм.
Операцию промывки п грохочения сов-
мещают на одном грохоте. Для этого чаще
всего применяют горизонтальные самобаланс-
ные грохоты. Для повышения эффективности
промывки руды, кроме грохотов, иногда
уста навл н ва ют бута ру.
Повышения эффективности отмывки руды
на грохотах достигают установкой несколь-
ких поперечных порогов, между которыми ма-
териал задерживается и лучше промывается.
Обычно применяют брызгала циклонного
типа. Производительность грохотов при от-
мывке материала -[-2 мм составляет 5 т/(м3- ч),
для материала -)-6 мм — от 12 до 18 т/(м2-ч).
Расход воды при отмывке колеблется от
0,2 до 0,9 №/т. При этом содержание нижнего
продукта в верхнем не превышает 0,2—0,3 %,
Разделение руды в суспен-
зии производится на сепараторах различ-
ных конструкций (см. рис. 1.20).
Дренаж рабочей суспензии
и отмывка утяжелителя от
продуктов обогащения. Про-
дукты разгружаются из сепараторов с рабо-
чей суспензией, количество которой зависит
в основном от типа разгрузочных устройств
сепараторов. В сепараторах с аэролифтпой
разгрузкой тяжелой фракции и самотечной
разгрузкой легкой фракции объем рабочей
оборотной суспензии составляет 2—5 м5/т
исходного продукта, при разгрузке тяжелой
фракции элеваторными колесами н самотеч-
ной разгрузке легкой фракции 0,7—2 №/т,
39
Таблица 1.22
Количество прилипшего утяжелителя
после дренажа рабочей суспензии,
кг/т исходного продукта
Крупность обогащаемого материала, мм Плотность суспензии, г/см3
2,6-2,9 3-3,3
— 10+1 30—160 180
—зо+ю 30^80 60—180
—50+30 20—30 40—60
— 100+50 20—25 35—45
+ 100 <20 <30
Для дренажа рабочей суспензии устанавли-
вают горизонтальные самобалапсныс вибра-
ционные грохоты. Длина грохота, частично
используемая для дренажа суспензии, не
превышает 1500 мм. Определяют ее из рас-
чета возможности прохождения всей оборот-
ной суспензии через сито грохота в период
пуска. Дренированная суспензия собирается
в чане кондиционной суспензии, объем кото-
рого должен обеспечивать прием всей рабо-
•чей суспензии в случае аварии.
После дренажа рабочей суспензии произ-
водят отмывку утяжелителя, прилипшего
ж кускам руды. Количество прилипшего
утяжелителя зависит от крупности обога-
щаемого материала, качества его поверхности
(шероховатость, наличие пор) и плотности
рабочей суспензии (табл. 1.22). Потери фер-
росилиция вследствие прилипания его к ку-
скам руды после отмывки приведены в
табл. 1.23.
Расход воды (оборотной и свежей) на про-
мывку продуктов разделения для рудь! с ча-
стицами, имеющими гладкую поверхность,
составляет: при крупности —100+40 мм
около 0,3 м3/т, при крупности —40 -|- 4 мм
около 0,5 м3/т, при крупности —15 мм до
1 м3/т. Наличие глины повышает расход
воды до 1,5 м3/т. Для повышения эффек-
тивности отмывки утяжелителя на просеи-
вающей поверхности грохота монтируют по-
перечные пороги, образующие карманы. При-
меняют и специальные грохоты, просеиваю-
щая поверхность которых погружена в воду.
Некоторые данные о работе грохотов в опе-
рации отмывки утяжелителя приведены
в табл. 1.24,
Реагепты-пептизаторы улучшают отмывку
измельченного ферросилнциевого утяжели-
теля от продуктов обогащения. При опти-
мальной концентрации реагентов-пептиза-
торов потери утяжелителя с крупными
классами уменьшаются на 25—30 % и с мел-
кими (—6+ 1 мм) — на 30—40 %.
Транспортирование обо-
ротной суспензии обычно осуще-
ствляют центробежными насосами, колесо
которых выполнено из легированного чугуна
высокой твердости, с центробежным уплотне-
нием подшипников. Некоторые данные об
40
Таблица 1.23
Потери ферросилиция (по лабораторным
данным), г/т
Материал Ферросили- ций
намель- ченный грану- лиро- ванный
Руда:
пиритная 358 54
железная пористая 275 246
железная 356 151
сидеритовая 148 59
Кремнистые породы: 353 180
гладкие
пористые 520 410
износоустойчивости насосов приведены в
табл. 1.25.
При удалении тяжелой фракции аэролиф-
том оборотную суспензию перекачивают так-
же аэролифтом. КПД аэролифтов ниже, чем
КПД центробежных насосов. Однако низкая
стоимость ремонта и надежная работа аэро-
лифтов компенсируют указанный недостаток.
Работа коротких аэролифтов (общей дли-
ной менее 30 м) мало изучена. Приближенно
их можно рассчитывать, используя формулы
для расчета длинных аэролифтов.
Диаметр аэролифта Da (см) должен удов-
летворять условию
Da 2 с/max 2,5, (1.56)
где t/max — максимальный размер куска
обогащаемого материала, см.
Скорость движения водовоздушной эмуль-
сии по аэролифту должна быть больше ско-
рости падения самого тяжелого куска раз-
мером dmax.. Для определения скорости па-
дения такого куска руды можно воспользо-
Таблица 1.24
Показатели работы грохотов при отмывке
гранулированного ферросилиция
Руда Крупность, мм Удельная про- 1 изводитель- ность, т/(ми-ч) Расход воды, м3/т Потери утяже- лителя, г/т
Сидери- товая — 100+10 16—26 0,7 30
Пиритовая —70+ 15 10 0,4 60
— 15+2 — 0,7 —-
Оолитовая железная —8+3 7 1,4 108
Бурый же- лезняк —25+4 15 1,0 608
Таблица 1.25
Износ насосов при работе на суспензии
из гранулированного ферросилиция
Напор, м Плоти ость суспензии, г/см3 Изнашивающиеся детали Материал деталей иасосов Продол- житель- ность работы, ч Износ, г/т
10 3,55 Корпус, футеровка, рабочее колесо X р омомо л и б де нов ое литье (30 % хрома, 2 % молибдена) 7000 3000 3500 0,036
14,5 2,95 То же То же 7000 3000 2600 0,042
20 Разжижен- ная су- спензия Литье высокой твердо- сти 7000 5000 5000 0,023-
ваться формулой Риттннгера (см. раздел 111
первой книги Справочника). Наблюдения
показывают, что оптимальные условия ра-
боты аэролифта достигаются при скоростях
истечения эмульсии 6—8 м/с и скорости
движения ее непосредственно над форсункой
2,5—4 м/с. Учитывая высокую абразивность
суспензий, целесообразно принимать скорость
движения эмульсии над форсункой 2,5 м/с.
Исходя из конструктивных особенностей,
определяют коэффициент погружения аэро-
лифта
k~- H/h, (1.57)
где Н — глубина погружения форсунки (об-
щая длина аэролифта), м; h — высота подъ-
ема над уровнем суспензии в напорном
баке, м.
Удельный расход воздуха Vo (м-’/м3 пере-
качиваемой суспензии) определяют по фор-
муле
Vo=%/23U lg[O,lhpc (fe-I) + I],
(1.58)
где £a — гидравлический КПД суспензион-
ных аэролифтов.
По практическим данным £а ~ 0,2 для сред-
них значений k~ 2—3.
Рабочее давление компрессора (кПа) опре-
деляется по формуле
Рр = 9,8 (// — й) рс/рв — рп —
= 9,8й (k — 1) рс/рв -г Ри, (159)
где рр — потери давления в трубе аэролифта
п в форсунке обычно не превышают 50 кПа.
Объем воздуха, приходящийся на 1 м3
суспензии у форсунки, т. е. при манометри-
ческом давлении ры, по закону Бойля—Ма-
риотта будет равен
Vi = Vopa/(PM 4- Ра)> (1.60)
где ра — атмосферное давление.
Пропускную способность аэролифта по
суспензии и обогащаемому материалу Q (м3/ч)
определяют по формуле
Q-ifDf, (1.61)
где ф — коэффициент, равный по данным
практики 0,2—0,3.
Необходимый расход воздуха (мЗ/ч) равен
W = 0,2502^0. : (1.62>
Регенерация утяжелит ед, я..
На отечественных фабриках в цикле регене-
рации устанавливают электромагнитные ба-
рабанные сепараторы ЭВМ-80/170.
Для достижения высоких показателей при
регенерации расход пульпы, поступающей на1
магнитный сепаратор, не должен превышать-
60 м3/ч на 1 м ширины барабана диаметром:
750 мм и 75 м3/ч на 1 м ширины барабана
диаметром 900 мм. При расходе пульпы до
95 м3/ч на 1 м ширины барабана необходимо
устанавливать двухбарабанный сепаратор
с контрольной сепарацией хвостов и слива:
на втором барабане. При расходе пульпы
свыше 95 м3/ч показатели регенерации па-
дают.
Содержание твердого в питании барабан-
ного сепаратора с прямоточной ванной не
должно превышать 20 %, ас противоточной
ванной —25%. При увеличении содержа-
ния твердого необходимо применять двух-
барабанные сепараторы. Производительность
сепараторов с прямоточной ванной по ма-
гнитному продукту на I м ширины барабана
не должна превышать Ю т/ч при барабане
диаметром 750 мм и 16,7 т/ч прл барабане-
диаметром 900 мм.
На сепараторах с противоточной ванной
производительность увеличивается на 50%,
но качество концентрата снижается. На
двухбарабанных магнитных сепараторах пре-
дельная нагрузка по концентрату увеличи-
вается вдвое.
Потери магнитного утяжелителя с хвостами
сепаратора в зависимости от удельной на-
грузки и содержания магнитного продукта
в питании показаны па рис. 1.27. В хвостах,
поступающих с первого барабана на второй
для перечистки, содержание утяжелителя
обычно не превышает 5%. На перечистном
барабане из этого количества извлекают до
70—80 % утяжелителя.
4L
Рис. 1.27. Зависимость средних потерь магнит-
ного утяжелителя с хвостами барабанных магнит-
ных сепараторов от нагрузки и содержания ма-
гнитного продукта в питании (по массе) при ре-
генераций в одни прием:
1 —5 — содержание магнитного продукта в пита-
нии соответственно 5; 10; 15; 20; 25; 30 %
Если количество твердого в разжиженной
суспензии соответствует предельной нагруз-
ке, а объем суспензии больше этой нагрузки,
то перед магнитным сепаратором устанавли-
вают обезвоживающий конус, слив которого
направляют в качестве оборотной воды для
отмывки утяжелителя с продуктов обога-
щения. Извлечение утяжелителя в цикле
регенерации составляет не менее 99,5—99,9% .
Для ликвидации коагуляции частиц после
регенерации вследствие остаточной намагни-
ченности применяют операцию размагничи-
вания.
Для полного размагничи-
вания частиц напряженность магнит-
ного поля в размагничивающем аппарате
должна быть не менее максимальной напря-
женности поля на магнитном сепараторе.
Для измельченного ферросилиция полного
размагничивания достигают при напряжен-
ности поля 40—50 кЛ/м, для гранулирован-
ного ферросилиция напряженность поля
должна быть больше в 2—3 раза.
При обогащении магнетитовых руд в ферро-
силициевой суспензии регенерация утяже-
лителя усложняется. Для отделения магне-
тита от измельченного ферросилиция при-
меняют концентрационные столы. Магнетит
от гранулированного ферросилиция удается
отделить только при помощи флотации. Ре-
генерацию флотацией применяют при ис-
пользовании в качестве утяжелителя гале-
нита и арсенопирита. Поскольку основное
количество флотоактивного утяжелителя из-
влекается в первых камерах и плотность
42
пульпы в последующих камерах падает до
2-—5 % , для достижения высокого извлечения
утяжелителя необходимо проводить флота-
цию с промежуточным сгущением камерного
продукта. Кроме того, вводят также опера-
цию десорбции собирателя с поверхности
утяжелителя для устранения пенообразо-
вания.
Общие потери утяжелителя
составляют 100—750 г/т, в том числе с про-
дуктами обогащения 30—600 г/т, с хвостами
регенерации 40—80 г/т, механические (кор-
розия, потерн в дренажах и т. д.) 30—70 г/т.
Контроль и автоматическое
регулирование процесса. При кон-
троле и автоматическом регулировании плот-
ности рабочей суспензии применяют в основ-
ном радиоизотопные плотномеры (типа
ПР-1014 КБ Цветметавтоматики).
Плотномеры обычно устанавливают на
потоке суспензии, сливающейся с легкой
фракцией, что обеспечивает более точные из-
мерения, чем измерения плотности циркули-
рующей суспензии.
При автоматическом регулировании плот-
ности суспензии в рабочую систему добав-
ляют утяжелитель или воду. Обычно в цикле
регенераций процесс настраивают таким об-
разом, чтобы в рабочую систему постоянно
направлялась более плотная регенерирован-
ная суспензия. В этом случае автоматически
регулируется постоянство плотности рабочей
суспензии только с помощью добавки того
или иного количества воды. Таким регулиро-
ванием поддерживают постоянство плотно-
сти рабочей суспензии в пределах-/-0,01 г/см3.
Структурно-механические свойства суспен-
зии обычно контролируют периодически.
Применяют также системы регулирования
уровня рабочей суспензии в сепараторах
и чанах кондиционной суспензии,
Для достижения максимальных технологи-
ческих показателей устанавливают приборы,
регистрирующие производительность уста-
новки по исходному питанию.
Расчетные формулы для при-
готовления суспензии следу-
ющие.
Масса утяжелителя (кг) в данном
объеме суспензии
Му — КРу (рс — 1)/(Ру—I), (1.63)
где V — объем суспензии, л; ру и рс — плот-
ность соответственно утяжелителя и суспен-
зии, г/см3 или кг/л.
Масса воды МН( (кг) в данном объеме сус-
пензии
Мщ — V (ру — рс)/(ру -- О- (1'64)
Отношение масс утяжелителя и воды
44у/Мзк = (рс 1)/(Ру — Ре) (1-65)
Количество воды АКЖ (л), необходимое
для разбавления 1 л суспензии от плотности
Рс до плотности р' (Рс < рс),
ДГж^(Рс-Рс)/(Рс— 1)- (г66)
Масса утяжелителя ДМУ (кг), добавляе-
мого к 1 л суспензии для увеличения ее плот-
ности С Рс до рс
А Му = ру (рс — р')/(ру - рс), (1.67)
§ 8. Обогащение
мелкозернистого материала
в центробежном поле
Мелкозернистый материал с нижним преде-
лом крупности 3—0,5 мм и верхним —
25—8 мм обогащают в гпдроциклонах и цен-
трифугах.
При высокой скорости движения суспен-
зии в гидроциклоне устраняется структуро-
образсванне, а под действием центробежных
сил ускоряется расслоение материала. Плот-
ность исходной рабочей суспензии в гидро-
циклоне обычно на 0,2—0,3 г/см3 ниже,
чем при разделении того же материала в гра-
витационном поле. Технологическая схема
установок с гндроциклонами аналогична
схемам установок для обогащения в грави-
тационном поле. Исключение составляет обо-
рудование для дренажа и отмывки утяжели-
теля от продуктов обогащения.
В установках с гидроциклонами для Дре-
нажа суспензии применяют дуговые гро-
хоты, а для промывки — высокочастотные
вибрационные грохоты (частота колебаний
3600 мин-1) с малой амплитудой вибраций.
В качестве утяжелителя в основном приме-
няют магнетит, гранулированный ферроси-
лиций (при содержании класса —40 мкм
около 70 %) и галенит.
Потери магнетита при обогащении желез-
ной руды крупностью —4 + 0,5 мм состав-
ляют от 2 до 4,5 кг/т. Потери галенита при
обогащении свинцово-цинковой руды круп-
ностью —10 + 3 мм составляют около 250 г/т,
а гранулированного ферросилиция при обо-
гащении оолитовой железной руды круп-
ностью — 8+3 мм — 150 г/т.
На 1 т исходного продукта приходится
примерно 2 м3 циркулирующей суспензии.
При наклонном положении гидроциклона
содержание металла в легкой фракции выше,
чем при вертикальном положении. Умень-
шение диаметра песковой насадки до опре-
деленного предела увеличивает выход легкой
фракции без увеличения содержания металла
в ней. На выход легкой фракции существенно
влияет глубина погружения сливной на-
садки.
При обогащении в центробежном и грави-
тационном полях одной и той же руды соот-
ветствующей крупности (т. е. крупной руды
для гравитационного и мелкой для центро-
бежного полей) получено одинаковое качество
концентратов при более низко.м извлечении
в гидроциклоне.
Среднее вероятное отклонение Епм для
гидроциклонов составляет 0,05—0,07, что
выше fpjn для обогащения крупных классов
в гравитационном поле.
Для обогащения материала крупностью
—25+0,5 мм применяют вихревые гидро-
циклоны, отличающиеся тем, что вершина
конической части расположена вверху. Пе-
сковая насадка имеет большой диаметр;
в центре ее расположена полая труба, соеди-
няющая воздушный столб с атмосферой.
§ 9. Разновидности
процесса обогащения
в тяжелых средах
В практике обогащения применяют кроме
тяжелых суспензий тяжелые жидкости и
крупнозернистые минеральные взвеси. По-
следние используются при обогащении углей
(процесс Чанса) и на виброжелобах (процесс
Стрипа).
На виброжелобах, как правило,
обогащают железосодержащие руды. Круп-
ность обогащаемого материала —754' 6 мм.
В качестве утяжелителя применяют обычно
местный железный концентрат, содержащей
15 % класса +2 мм и 3 % класса — 6,1. м.м.
Объемное содержание твердого в постели
достигает 60%, поэтому, напримеф, из
магнетитового концентрата можно получцть
рабочую взвесь плотностью до 3,1 1 г/сМ3.
Одна из применяемых установок показана
на рис. 1.28.
Поступающая из конуса суспензия плот-
ностью 2,15 г/см3 расслаивается в желобе,
образуя нижний слой плотностью 2,95 г/сМ3,
в котором и происходит разделение. Нижний
и верхний слои перемещаются со скоростью
соответственно 0,13 и 0,5 м/с. Весь утяжели -
Рис. 1.28. Схема установки вибро желоба (про-
цесс Стрипа):
i — вибрационный желоб; 2 — вибрационный гро-
хот для Дренажа суспензии; 3 — насос для обо-
ротной суспензии; 4 — конус для исходной сус-
пензии
43
тель после отмывки на грохоте собирается
в подрешетной воройке и направляется на-
сосом^ конус. Слив конуса частично исполь-
зуется для отмывки рулы. Регенерацию утя-
желителя производят периодически на от-
садочных машинах или концентрационных
столах [79, 80].
Техническая характеристика установки
для обогащения в тяжелых суспензиях
на виброжелобе
Размеры виброжелоба, мм;
длина.......................... 6000
ширина...........................1250
Размеры вибрационного грохота, мм:
длина........................... 4500
ширина.......................... 2000
Объем конуса, м3..................... 60
Расход воды, м-’/ч:
общей ............................120
в конусе.......................... 80
через перфорированное днище же-
лоба ............................ 25
на промывку продуктов разделения 15
П роизводитель ность:
насоса, мЗ/ч..................... 720
конуса, м3/ч ..................... 220
установки, т/ч .................. 100
Расход электроэнергии, кВт-ч/т . . 1,12
Потерн утяжелителя с хвостами, г/т 360
Обогащение в тяжелых
жидкостях. Существуют три основных
типа тяжелых; жидкостей: галоид — заме-
щенные углеводороды (плотность 1,2—
3,3 б/см3), водные растворы (плотность 1 —
4,3 г/см3) и соли с низкой температурой плав-
ления (плотность до 4,7 г/см3). Последние
два типа жидкостей пока пе представляют
промышленного интереса вследствие высокой
стоимости й сложности их регенерации.
Единственной тяжелой жидкостью, которая
иногда применяется (в полупромышленных
условиях), является галоид —замещенный
углеводород —тетрабромэтан (С2П2Вг4), име-
ющий плотность 2,94 г/см3, вязкость 0,034 П
при 25 °C, поверхностное натяжение 0,048 Н/м
при 20 °C, Растворяется он в этилоном спи pie,
четырех хлористом углероде и бензине [73 [.
Аппаратура для обогащения в тетрабром-
этане должна быть герметичной.
В качестве сепараторов целесообразно при-
менять аппараты с мелкой ванной при огра-
ниченном объеме циркулирующей жидкости.
Для мелких классов можно применять гидро-
циклоны. Продукты разделения промывают
водой. Мелкие продукты регенерируют па
фильтрах, обрабатывают лигроином, затем
снова промывают водой.
Тетрабромэтан из раствора лигроина вы-
деляют дистилляцией, при этом расход пара
составляет от 50 до 100 кг/т. Потери тетра-
бромэтана и лигроина составляют соответ-
ственно 1 н 3 кг/т.
Для работы с тетрабромэтаном применяют
мягкие сорта стали, нержавеющую сталь,
латунь, бронзу. Нельзя применять алюми-
ний п его сплавы. Большинство сортов ре-
44
зпны также подвергаются неблагоприятному
действию этой жидкости.
Наиболее уязвимыми в отношении корро-
зии являются места, близкие к поверхности
раздела тетрабромэтан—вода, особенно когда
они подвергаются воздействию воздуха и
света. Устойчивыми к воздействию тетрабром-
этана являются некоторые сорта пластмасс.
Обогащение в тяжелых жидкостях может
найти применение в первую очередь для
переработки руд редких и дорогостоящих
металлов.
Глава 4
Отсадка
§ 1. Процесс отсадки
Отсадка является процессом разделения сме-
си рудных частиц по плотности в водной или
воздушной среде, колеблющейся (пульси-
рующей) относительно разделяемой смеси
в вертикальном направлении. В процессе
отсадки материал, помещенный на решете,
периодически разрыхляется и уплотняется.
Пульсацию среды, в которой производят
разделение, создают движением поршня, ди-
афрагмы, периодической подачей в машину
сжатого воздуха или колебаниями решета.
Слой материала, находящийся на решете,
при отсадке крупного материала называется
постелью, а при отсадке мелкого мате-
риала (меньше 3—5 мм) —надпосте л ь-
ным слоем. Между надпостельным слоем
и решетом находится искусственная
постель, состоящая из крупных тяжелых
частиц обогащаемой руды пли какого-либо
другого материала. Воду, равномерно или
периодически подаваемую под решето отса-
дочной машины, называют подрешетной
водой.
Циклом отсадки называется за-
кономерность вертикального перемещения
среды (или решета) в течение одного периода
колебаний. Элементами цикла являются
подъем, пауза, опускание среды.
Основным циклам, применяемым в отсадоч-
ных машинах, является гармонический
(рис. 1.29, а), при котором перемещение
среды (или решета) и изменение ее скорости
во времени происходят соответственно по
следующим законам (без учета подачи под-
решетной воды):
S = 0,5/ (1 — cos w/); (1.68)
v — 0,5/w sin со/, (1.69)
где S — перемощение среды, отсчитываемое
от крайнего нижнего положения; I — размах
колебаний; со — 2лп (п -- частота колеба-
нии); v — скорость перемещения среды; t —
время, отсчитываемое от начала цикла.
Предложен ряд других циклов, отлича-
ющихся от гармонического в основном про-
должительностью элементов цикла.
Так, цикл Майера (рис. 1.29, б) характери-
зуется кратковременностью подъема и опу-
скания среды и большой паузой, цикл Берда
(рис. 1.29, в) — большой скоростью подъема
и меньшей скоростью опускания при отсут-
ствии паузы, цикл Томаса (рис. 1.29, г) —
малой скоростью подъема и большой скоро-
стью опускания.
Для беспоршневых отсадочных машин,
в которых колебания среды создаются пе-
риодической подачей сжатого воздуха, цикл
отсадки обычно характеризуется соотноше-
нием периодов впуска, паузы и выпуска
воздуха. Например, цикл 30—10—60 озна-
чает, что впуск воздуха составляет 30 %
периода цикла, пауза — 10 %, выпуск 60 %
[68]. Такая характеристика цикла является
неполной, поскольку при изменении времени
впуска воздуха меняется одновременно раз-
мах колебаний.
Цикл может оказывать существенное влия-
ние на отсадку лишь при небольшой частоте
колебаний среды—меньше 100 мин-1, при-
меняемой при отсадке крупного материала.
Циклы с укороченным периодом подъема
воды являются предпочтительными, по-
скольку позволяют уменьшить начальный
период, в течение которого постель непо-
движна. В то же время применяются циклы
с увеличенным периодом подъема воды. На-
пример, в отсадочных машинах для обога-
щения угля применяются циклы 50- -0—50,
40—10—50, 65—2—33 [68].
Теоретические основы от-
садки. Процесс отсадки состоит из соб-
ственно отсадки (расслоения материала по-
стели по плотностям) и разгрузки расслоив-
шихся минералов.
Основной задачей при разгрузке продук-
тов является удаление их без нарушения
результатов расслоения. При отсадке с искус-
ственной постелью способ разгрузки непо-
средственно влияет на процесс расслоения.
Необходимым условием разделения мате-
риала по плотностям являются повторя-
ющиеся за каждый цикл взвешивание и раз-
рыхление постелп (пли надпостельного слоя),
осуществляемые вертикальными колебаниями
среды (решета) и восходящим потоком под-
решетной воды.
Плотность постели, зависящая от ее раз-
рыхления, является основным параметром,
контролирование которого при отсадке круп-
ного материала, позволяет надежно вести
процесс расслоения и автоматизировать его.
Разрыхленность постели
(или отдельного ее слоя) принято характе-
ризовать коэффициентом разрыхления т,
равным отношению объема жидкости в по-
стели (слое) Vjk к ее общему объему Iz>k + 1т
т = Рж/(Рж И- Рт), (1.70)
где Рт—объем твердого в постели (слое),
Разрыхленность любого слоя постелп опре-
деляется относительным увеличением его
Рис. 1.29. Циклы отсадки:
а — гармонический; б — Майера; а — Берда: г —
Томаса
высоты по сравнению со сплоченным состоя-
нием.
Среднее (по высоте) значение коэффициента
разрыхления постели т в некоторый момент
цикла выражается формулой
m = т0 + , , J е v , (1-71)
1 + Ло/(ов — Он)
где то — коэффициент разрыхления постели
в сплоченном состоянии; Лй—высота по-
стели в сплоченном состоянии; SB и 5Н —
перемещение соответственно верхнего и ниж-
него слоев постели относительно решета [37 ].
Среднее значение т изменяется в течение
цикла обычно в пределах 0,50—0,55.
Среднее за цикл значение коэффициента
разрыхления определяется формулой
, 1 — тл
тер = т0 -д —?--т— X
г2 —
dt_________
1 ~г йу/(5в — SH)
(1.72)
где г'о и — моменты времени, в которые
постель соответственно взвешивается и воз-
вращается в сплоченное состояние.
Продолжительность начального
периода цикла в течение которого
сила воздействия потока воды на частицы не
превышает их веса в воде и постель не
взвешивается, определяется для гармони-
ческого цикла [формула (1-69)] при однород-
ной постели из выражения
лфг sin 2л«/0 ип = окр (Г.73)
или
= 2^Г arcsin
(1.74)
где пп —скорость подрешетиой воды; с’кр —
критическая скорость потока, при которой
постель начинает взвешиваться.
45
Для постели, составленной из однородных
частиц, критическая скорость может быть
приближенно * рассчитана по формулам для
определения скорости стесненного падения
частиц (см. раздел III первой книги Справоч-
ника), например по формуле
~ усвто> 0'75)
Где ^св — скорость свободного падения ча-
стиц, из которых составлена постель; k —
показатель степени, зависящий от крупности,
плотности и формы частиц.
Для широко классифицированной постели
существуют две критические скорости — ниж-
няя, при которой взвешиваются самые мелкие
частицы постели, и верхняя — при которой
взвешиваются наиболее крупные частицы.
Скорость движения подрешетной воды в от-
садочных машинах при обогащения руд
обычно не превышает 0,6 см/с. При такой
скорости может разрыхляться лишь слой
частиц мельче 0,5 мм. Постель из частиц
крупнее 0,5 мм разрыхляется в основном
колебаниями воды (или решета).
Известны две гипотезы механизма разрых-
ления постели колебаниями воды. По первой
гипотезе, подтвержденной прямыми наблю-
дениями [37], разрыхление происходит в ре-
зультате подъема сплоченной постели вос-
ходящим потоком я отделения ее нижних
слоев под действием силы тяжести отдельных
частиц. При этом разрыхление постели, со-
ставленной из однородных частиц (искусствен-
ная постель), начинается снизу к распро-
страняется постепенно вверх. Разрыхление
ширококлассифпцированной постели может
начаться с верхних слоев, в которых обычно
находятся частицы меньшей гидравлической
крупности. При достижении пульсирующим
потоком воды скорости, достаточной для
взвешивания нижнего слоя постели, начи-
нается разрыхление этого слоя, распростра-
няющееся от верхнего и нижнего слоев
к средней части постели.
По второй гипотезе [46] разрыхление по-
стели происходит одновременно в обе стороны
от ее середины под действием гидродинамиче-
ских сил (обусловленных, например, турбу-
лентными вихрями). При этом расширение
постели вниз приводит к задержанию ниж-
них слоев у сита и более позднему движению
их вверх,
Первая гипотеза позволяет произвести
приближенный расчет по формуле (1.73)
среднего разрыхления постели из однородных
частиц при различных циклах отсадки. Рас-
четы и результаты экспериментов [37; 68]
позволяют сделать следующие выводы:
разрыхление постели, создаваемое колеба-
ниями воды, зависит от высоты постели,
крупности н плотности частиц, ее составля-
ющих; частоты и амплитуды колебаний воды,
а также от цикла отсадки;
* Без учета влияния действующей на постель
дополнительной силы, вызванной ускорением
воды, несколько уменьшающей «Кр-
46
с увеличением высоты постели разрыхле-
ние ее уменьшается [см. формулу (1.71)];
с уменьшением гидравлической крупности
частиц при заданных частоте и амплитуде
колебаний воды разрыхление слоя увеличи-
вается от минимального в сплоченном со-
стоянии (для достаточно крупных частиц)
до максимального (для частиц определенной
крупности), а затем убывает;
при гармоническом цикле движения воды
в отсадочной машине и постоянной ампли-
туде колебаний с увеличением частоты коле-
баний разрыхление постели увеличивается
до некоторого предела, а затем убывает, при-
ближаясь к разрыхлению в сплоченном со-
стоянии;
разрыхление постели при постоянной ча-
стоте колебаний растет с увеличением их
амплитуды, стремясь к некоторому пределу,
определяемому для гармонического цикла
выражением [37]
т = ]im /пср — 1 —- ~та In (А’ + 1),
/о->оо А;
(1.76)
где
J? = (л* - 1)/^; А = k/i(k + 1) те;
/а—минимальный размах колебаний, при.
котором для заданного п постель взвешивает-
ся; k — показатель степени в формуле (1.75).
Максимальцый коэффициент разрыхления
постели
оттах < /По + । -77)
где / — размах колебаний воды.
Расслоение частиц в процессе
отсадки происходит по плотности и круп-
ности.
Поскольку разрыхление слоя в процессе
отсадки невелико, разделение частиц может
происходить как по закономерностям разде-
ления во взвешенном слое (см. табл. 1.1),
так и по закономерностям сегрегации.
Единого представления о механизме рас-
слоения материала в постели отсадочной ма-
шины в настоящее время не существует.
Известны два основных направления в изу-
чении явлений расслоения: детерминистское
и статистическое.
При детерминистском направлении иссле-
дуется движение отдельной частицы, имеющей
определенный размер, плотность и форму
и находящейся среди частиц другого размера
и плотности. Рассматриваются силы, дей-
ствующие на частицу, составляются н в от-
дельных случаях решаются уравнения ее
движения при выбранных граничных и на-
чальных условиях. Расчеты проводятся для
некоторых средних (для данного класса)
частиц, поскольку учесть индивидуальные
особенности каждой частицы, принимая во
внимание их многообразие в постели, не
представляется возможным. При правильном
определении сил, действующих на частицу,
и граничных условий математическое опре-
деление траекторий даже средних частиц
может служить основой расчета процесса
отсадки. Практическое использование рас-
сматриваемого направления для расчета рас-
слоения частиц при отсадке затруднено в ос-
новном в связи с отсутствием математического
выражения для сил их взаимодействия.
В результате детерминистского исследова-
ния процесса предложены две гипотезы
разделения частиц при отсадке:
гипотеза начальных скоростей, по которой
разделение частиц происходит в начальный
период их падения в жидкости, когда ско-
рости малы, а ускорения велики. Для реали-
зации этой гипотезы частота колебаний долж-
на быть существенно больше применяемой;
гипотеза разделения в ускоренно движу-
щейся среде, по которой возможность от-
садки широко классифицированного мате-
риала объясняется дополнительным воздей-
ствием на частицы ускорений жидкости.
Применение в соответствии с указанными
гипотезами повышенной частоты при отсадке
практикой не подтвердилось.
Недостатком детерминистского направле-
ния является игнорирование массового ха-
рактера процесса расслоения и случайных
явлений, происходящих при отсадке (в част-
ности, процесса перемешивания).
При статистическом направлении отсадка
рассматривается как массовый процесс, обус-
ловленный многообразием физических ха-
рактеристик частиц, подлежащих разделению
(размер, форма, плотность, положение цен-
тра тяжести), и состоянием системы частиц,
подвергаемой в процессе отсадки непрерыв-
ному разрыхлению и сплачиванию под воз-
действием вертикальных колебаний. В ре-
зультате статистического исследования про-
цесса предложены три гипотезы разделения
частиц при отсадке — энергетическая, суспен-
зионная, вероятностно-статистическая [68].
Энергетическая гипотеза представляет со-
бой применение принципа стремления к ми-
нимуму потенциальной энергии системы (см.
раздел I, гл. 1, § 1) к процессу отсадки.
Суспензионная гипотеза рассматривает по-
стель в отсадочной машине как суспензию,
в которой тяжелые частицы тонут, а легкие
всплывают. Суспензионная гипотеза по су-
ществу представляет собой следствие прин-
ципа, лежащего в основе энергетической
гипотезы.
Вероятностно-статистическая гипотеза,
развитая в основном советскими исследова-
телями [57, 66; 46], рассматривает отсадку
как стохастический процесс (см. разд. 1,
гл. 1).
Примененные для описания процесса от-
садки уравнения (1.32) и (1.33) при различ-
ных начальных и граничных условиях,
определяющих вид распределения частиц
по высоте постели в начальном (у загрузки)
ее сечении, а также поведение частиц у ре-
шета и верхней границы постели, были ре-
шены на ЭЦВМ [5?], а также при помощи
метода статистических испытаний (метода
Монте Карло) [66]. Например, для случая,
когда питание отсадочной машины подается
в определенную точку z = h над решетом
н частицы, дойдя до решета, свободно про-
ходят через него, решения уравнений (1.32)
н (1.33) после соответствующих преобразова-
ний имеют вид [57]
н
Ет = 1 - (2/|<л) | e-(x-^2dx;
о
(1.78)
н
ел - (2/|^) j e-<*+^dx,
о
(1.79)
где ет и ел — извлечение под решето соот-
ветственно тяжелых и легких частиц; х —
переменная интегрирования; fi и fi — без-
размерные параметры, равные
Я = й/|<2&?;
й = hc!'2b, (1.80)
где h — толщина слоя над решетом.
На рис. 1.30 приведены графики зависи-
мости г- f (ff) для различных значений
параметра й.
Величина fi связана с объемной произво-
дительностью Q отсадочной машины соот-
ношением
fi - |<Qft/26BL(l— т), (1.81)
где В, L — соответственно ширина и длина
камеры; m — коэффициент разрыхления по-
стели.
Определив извлечение в подрешетный про-
дукт тяжелых и легких частиц, можно рас-
считать все остальные технологические пока-
затели (содержание тяжелых и легких ча-
стиц в продуктах, эффективность обогаще-
ния).
Уравнения (1.78)—(1.81) устанавливают
связь между технологическими показателями
обогащения и производительностью и позво-
ляют рассчитать технологические показатели
отсадки при заданной производительности Q
отсадочной машины, если известны резуль-
таты обогащения для двух других произво-
дительностей и Qa.
Для этого с помощью формулы (1.81)
следует рассчитать отношение —
— l^Qi/Qz и выбрать на рис. 1.30 кривую,
для которой при изменении извлечения одного
из компонентов (тяжелого или легкого) от
значений до в2, соответствующих произво-
дительностям Qj и Q2, параметр fi изме-
няется в fi-Jfi?, раз. По выбранной кривой
определяется значение е для любой заданной
производительности. Аналогично определяет-
ся Е для второго компонента. По найденным
значениям извлечений обоих компонентов
рассчитываются остальные технологические
параметры.
Практическое применение полученных за-
висимостей ограничивается отсутствием дан-
ных, необходимых для определения коэффи-
циентов Ь и с, входящих в предложенные
формулы.
47
Рис. 1.30. График функции е = f (Я) при раз-
личных значениях параметра Л [по формулам
(1.78) и (1.7»)]
Распределение продуктов
в отсадочной машине. Поскольку в камере
отсадочной машины разделение частиц по
вертикали сопровождается их горизонталь-
ным перемещением, однородные частицы рас-
полагаются не горизонтальными слоями,
а имеют вид веера с наклоном лучей в сто-
рону разгрузки продуктов разделения
(рис. 1.31). Этому способствует также не-
равномерность скорости горизонтального дви-
жения разных по высоте слоев (нижние слои
двигаются медленнее).
Из рис. 1.31 видно, что через ближайший
к загрузке питания участок искусственной
постели проходят наиболее тяжелые ча-
стицы, через соседний с ним—тяжелые
частицы н тяжелые сростки и т. д.
Рис. 1.31. Распределение продуктов в отсадочной
машине:
I — легкие фракции (хвосты); II — легкие
сростки (смесь хвостов с пром продуктом); III и
IV—тяжелые сростки (смесь концентрата
с пром продуктом); V ~ тяжелые фракции (кон-
центрат); VI — исходный материал
При установившемся режиме отсадки не-
обходимо, чтобы слои продуктов не выходили
за пределы соответствующих отсадочных
отделений.
Повышение производительности отсадочной
машины приводит к увеличению длины
участков разгрузки отдельных продуктов.
Свойства искусственной
постели. В связи с быстрым изнашива-
нием и забиванием сит с отверстиями малых
размеров при отсадке мелкого материала
применяют сита с большими отверстиями,
на которые помещают искусственную по-
стель. Ее составляют из частиц, имеющих
большую плотность (как правило, равную-
плотности тяжелого компонента руды или
превышающую ее) и крупность, в 2,5—6 раз
превосходящую максимальную крупность ча-
стиц в питании.
Практикой отсадки и исследованиями [371
установлено:
при заданном режиме отсадки скорость
прохождения частиц через искусственную-
постель зависит от их крупности. Мелкие
частицы, скорость падения которых меньше
скорости восходящего потока подрешетной
воды, совсем не проходят через постель.
Скорость прохождения через постель более
крупных частиц по мере увеличения их
размера, повышается от нуля до максимума,
а затем понижается по мере приближения
их размера к размеру пор между зернами
постели. Предельный размер частиц, про-
ходящих через искусственную постель, за-
висит от ее крупности и плотности;
скорость прохождения частиц через по-
стель определяется различием в плотности
и размерах этих частиц и частиц искусствен-
ной постели;
с увеличением высоты постели скорость
прохождения частиц через нее уменьшается,
причем для крупных и легких частиц в боль-
шей степени, чем для мелких и тяже-
лых;
с увеличением плотности постели значи-
тельно снижается скорость прохождения
48
через постель крупных частиц и незначи-
тельно мелких;
скорость прохождения частиц через по-
стель из шаров больше, чем из зерен непра-
вильной формы.
Искусственная постель является не только
своего рода решетом, но и средством разде-
ления частиц. Она пропускает частицы тя-
желых минералов и задерживает легкие.
Изменяя параметры постели, можно управ-
лять процессом отсадки.
Разгрузка продуктов из от-
садочной машины существенно влияет на
технологические результаты отсадки. При-
меняются следующие способы разгрузки про-
дуктов: легкой фракции — через порог в кон-
це отсадочной машины; тяжелой мелкой
фракции (крупностью меньше 4 мм) — через
искусственную постель; тяжелой крупной
фракции — через горизонтальные или вер-
тикальные щели с затворами различных кон-
струкций (рис. 1.32).
Наиболее перспективными из приведенных
на рис. 1.32 являются разгрузочные устрой-
ства с глубокими карманами и затворами
у их дна (рис. 1.32, д, е, ж). Такие устройства
предотвращают попадание частиц легкой
фракции в тяжелую при открывании затворов.
Изменение степени открытия щели или ча-
стоты вращения ротора (для роторного за-
твора), определяющих производительность
отсадочной машины по тяжелой фракции,
производится по сигналам датчиков, харак-
теризующих состояние отсаживаемого слоя
(обычно уровень тяжелой фракции в отса-
дочной машине). В качестве датчиков обычно
используются поплавковые устройства раз-
личных конструкций (рис. 1.33). Предло-
жены также датчики радиоактивного типа.
Последние обеспечивают более высокую точ-
ность контроля за уровнем тяжелой фрак-
ции, чем поплавковые, но до настоящего вре-
мени мало применяются вследствие техни-
ческих трудностей при их массовом исполь-
зовании [68].
Рис. 1.32. Схемы разгрузочных устройств отсадоч-
ных машин:
а — плоский шибер; б —секторный шибер; в —
качающийся участок решета; г — качающийся
лоток; д — лотковый затвор; е — секторный за-
твор; эл — роторный затвор
Рис. 1.33. Разгрузочное устройство отсадочной»
машины ОПМ:
1 — неподвижное отсадочное решето; 2 — кача-
ющийся перфорированный порог; 3 — глубокий,
карман; 4 — поплавковый датчик; 5 — клапаны»
пневматического привода; 6 — пневматический»
привод
4»
§ 2. Режим и регулирование
процесса отсадки
Установлено, что одинаковые результаты
обогащения можно получить при различных
условиях ведения процесса (размахе и ча-
стоте колебаний, высоте постели, скорости
движения подрешетной воды).
Параметры отсадки выбирают обычно по
данным эксплуатации отсадочных машин
с последующим экспериментальным уточне-
нием их на конкретной руде и с учетом эко-
номических соображений.
При регулировании процесса отсадки сле-
дует иметь в виду, что увеличение нагрузки
на отсадочную машину при всех прочих не-
изменных параметрах приводит к уменьше-
нию выхода подрешетного продукта и повы-
шению его качества, и наоборот, при умень-
шении нагрузки выход подрешетного про-
дукта повышается, а качество его снижается.
Это явление используется при автомати-
зации работы отсадочных машин: при уве-
личении нагрузки на машину автоматически
увеличивается размах колебаний среды, что
вызывает увеличение выхода подрешетного
продукта.
Эффективность обогащения достигает ма-
ксимума при определенной производитель-
ности отсадочной машины.
П роизводительность отсадоч-
ных машин при работе на разных исходных
материалах приведена в табл. 1.26.
Размах Zn и частота колеба-
ний п диафрагмы (поршня, решета) выби-
раются по эмпирическим формулам нли по
аналогии с параметрами отсадочных машин,
работающих в промышленности (табл. 1.27).
Таблица 1.26
Производительность отсадочных машин
Ход (размах колебаний) поршня может
быть рассчитан по эмпирической формуле,
предложенной Я. И. Фоминым
Zn = 8.l4iax. (182)
где t/max — максимальный размер частяц в пи-
тании, мм.
Частоту колебаний можно установить ис-
ходя нз следующих условий:
скорость восходящего потока воды должна
быть достаточной для взвешивания макси-
мальных по гидравлической крупности ча-
стиц в стесненных условиях;
ускорение среды не должно превышать
ускорения силы тяжести [37].
Первому условию соответствует ]77] фор-
мула *
273ост//п₽&2, (1.83)
где Ост — скорость стесненного падения ча-
стиц максимальной гидравлической круп-
ности (определяется по одной из формул,
приведенных в разделе III первой книги
Справочника, коэффициент разрыхления т
принимается для условий сплоченного состоя-
ния слоя, обычно т ~ 40—0,45), см/с; р —
коэффициент снижения скорости за счет
зазоров между поршнем н стенками порш-
невого отделения (находится в пределах
0,6—0,99 прн изменении хода поршня от 5
до 100 мм и диаметра отверстий сита от 3 до
16 мм); — отношение площади поршня
(диафрагмы) к площади решета.
* При выводе этой формулы предполагается,
что для обеспечения разрыхления слоя его взве-
шивание должно начаться по истечении времени,
не превышающего 1/8 времени общего периода
колебаний.
Материал Крупность, мм Удельная производительность, т/(м2- ч)
Железная руда -50+8 (10) —8 (10)4-3 (2) -3(2) 8—10 и более 6—8 (до 12) 3,5—6,5 (6—10) *
Марганцевая руда —60+3 —50+8 —8 (10)+3 (2) -3 (2) 5—8 (12—17) * 5—7 4—6 (7—10) * 3-5 (до 7) **
Золотоносные пески (россыпи) -3 (2) 11—16 (основная операция) 5,5—8 (перечистная операция)
Оловянная руда —8 (10)+3 (2) -3 (2) 6—10 2—6
Вольфрамовая руда +8 (10) 7—12 (10—20) ***
Вольфрамсодержащне пески (россыпи) -3 (2) 4—6
* Для беспоршневых отсадочных машин.
** Для магнитных продуктов.
*** При отсадке в цикле измельчения и классификации.
50
Таблица 1.27
Размах и частота колебаний диафрагмы (поршня, решета)
при отсадке (по данным практики)
Матери ал Крупность, мм Размах, мм Частота колебаний, мин-1 Способ создания колебаний
Железная руда —50+8 До 200 55 Воздух
—12+0 16 180 Конус
—6+0 14—10 250—300
—4+0 12—8 250—300
—4+0 25—15 129 Воздух
—з+о 10—8 250—300 Конус
—2+0 8—6 285—320 »
—2+0 12—6 150—190 Воздух
— 1+0 6—4 260 Конус
Марганцевая руда —50+3 До 200 67 Воздух
—40+ 10 38 150 Решето
—25+12 40—50 100—120 $
—20+8 40—50 100—130 Поршень
—16+8 40—80 60 Воздух
— 12+2 30—50 110—140 Решето
—10+4 20 182 >
—8+3 40—80 60—70 Воздух
—8+3 30—40 100—140 Поршень, решето-
—5+0 30—50 120—140 Воздух
—4+0 6—18 240—350 Конус
—4+0 35—40 120—130 Воздух
—з+о 10—15 225—250 Поршень
—з+о 7—18 240—350 Конус
(10—15) *
—з+о 8 180 Воздух
—2+0 6—14 250—350 Конус
-1+0 4-5 350 »
Золотоносные пески (рос- — 1+0 15—30 125—180 Диафрагма
сыпь) '— 5—7 * 180—250 »
Лежалые хвосты амаль* —16+8 50—60 120—140 Диафрагма
гамации —8+4 30—40 220—240 »
—0,2 3—4 350
Оловянные и оловянно- — 16+8 50—70 140—190 Диафрагма
вольфрамовые россыпи —8+4 30—40 200—240 Я
— 10+6 25—28 180—210 Поршень
—6+1,5 16—19 150—205 »
— 1,5 10—15 240—285 Диафрагма
Оловянная руда —15+0 12—14 250 Диафрагма
—з+о 10—12 250—280
—2+0 5—8 350 »
—2+0 13—14 250—300 Конус
—1+0 8—9 280—300 Диафрагма
* Перечистка концентрата.
51
Таблица 1.28
Крупность и высота постели отсадочных машин
Руда Крупность РУДЫ, мм Общая высота постели, мм Искусственная постель
Крупность, мм Высота, мм Материал
Железная —50+8 (10) -8 (10)+3 (2) -3 (2)+0 150—250 120—200 100—150 Не приме 35—25 18 (15)—12 20 (15)—12 (10) 6—4 няется 80—100 50—80 30—80 10—50 Богатые концентраты Богатая мартитовая, гематитовая или маг- нетитовая руда То же Металлическая дробь
Марганце- вая —50+8 (10) —8 (10)4-3 (2) —4 (2)+0 150—300 100—200 120—150 100—120 Не приме! То я 15—12 12 (10)—8 (5) 1яется ке 40—80 35—70 Богаты е кон центра - ты или марганцевая руда То же
Золотонос- ные пески (россыпи) —8 (10)+3 (2) -3 (2)4-0 — 16—10 (12) 3—2,5 80—100 Богатая гематитовая руда Металлическая дробь
Оловянная -8 (10)4-3 (2) -3 (2)+0 100—140 130—180 18—12 6—4 60—70 50—80 в основной и 15—20 в пере- чисткой операциях Окатанная гемати- товая руда Металлическая дробь
Оловосо- держащие пески (россыпи) — — 18-12 (16) 50 Гематитовая руда
Второе условие оп ределяет за висимость
[371 ____
п< 1340/У/гЖ- (1.84)
Для достаточно крупных частиц, у которых
число Рейнольдса при свободном падении
Re > 500, частота колебаний приближенно
может быть определена по формуле [37]
п 100с |/+э (рт — !) //ц₽А3, (1.85)
где с — коэффициент, значение которого за-
висит от плотности I! крупности частиц
(с ~ 20—30); — средний эквивалентный
диаметр частиц пастели, см; — платность
частиц, г/см3.
Принятые по табл. 1,27 пли рассчитанные
по формулам (1.83)—(1.85) ход и частота
колебаний диафрагмы должны быть уточнены
опытным путем.
52;
При регулирования выхода подрешетного
продукта одинаковых результатов можно
добиться изменением как частоты, так и раз-
маха колебаний (хода диафрагмы, поршня,
решета).
Толщина постели при отсадке
крупного материала принимается равной
5—10 диаметрам наибольших частиц в пи-
тании.
При отсадке с искусственной постелью ее
высоту принимают с учетом выхода подре-
шетного продукта. Чем больше толщина
искусственной постели, тем меньше ее про-
пускная способность, п наоборот. В связи
с этим при отсадке богатых руд (при большом
выходе подрешетного продукта) высота искус-
ственной постели должна быть меньше, чем
при отсадке руд с малым выходом кон-
центрата. Толщина надпостельного слоя обыч-
но в 20 раз больше, чем максимальная круп-
ность частицы питания.
Таблица 1.29
Расходы воды при отсадке
Руда Крупность, мм Общи й расход воды, м3/т Расход подре- шетней воды, м‘/т Скорость движения подрешет- ной воды, см/с
Железная -8 (10)4-3 (2) —3 (2)4-0 6—8 4,5—6 5—7 3,5—4 (около 3) ** 0,10—0,15 0,2—0 35
Марганцевая —50—8 (10) -8(10)4 3 (2) -3 (2)4-0 3,5—4,5 (до 5,5—6.5) * 4—5 (до 6—8) 4—6 3,5—4,5 4—5 3—4 1 1 1
Золотоносные пески (россыпи) -84-3 (2) — 1,8—2,3 0,3—0,6
Оловянная -8 (10)4-3 (2) —3 (2)4-0 — 2,4—3,6 4,5 0,2—0,4 0,3
* Для машин поршневой и с подвижным решетом.
** Для беспоршневой машины. .
В качестве искусственной постели приме-
няются рудные концентраты соответствующей
плотности и классифицированные по круп-
ности, стальная дробь, утяжеленные резино-
вые кубики и другие материалы.
Крупность частиц искусственной постели,
принимается в 2,5—6 раз больше макси мал ь-
крушТостй”''частйц”“ЬбЬга[цаемой руды,
а плотность — не менее плотности концен-
трата (тяжелой фракции). В отдельных
случаях в зависимости от гранулометриче-
ского и денсиметрического составов руды
крупность частиц искусственной постели
может быть выбрана выше или ниже указан-
ных пределов.
Форма частиц искусственной постели ока-
зывает влияние на выход подрешетпого про-
дукта, который больше для сферических ча-
стиц (дробь) и меньше для рудных частиц
неправильной формы.
Некоторые параметры постели промышлен-
ных отсадочных машин приведены в табл. 1.28.
Скорость восходящего по-
тока подрешетной воды подби-
рается экспериментально. При ее увеличении
происходит, как правило, уменьшение вы-
хода подрешетного продукта, повышение его
качества и вынос в хвосты тонких частиц
большой плотности. Уменьшение скорости
приводит к обратным результатам.
При обогащении мелких и тонких частиц
колебание расхода подрешетной воды может
привести к полному нарушению процесса
отсадки. Поэтому регулирование скорости
движения подрешет пой воды при отсадке
мелкого и тонкого материала должно про-
изводиться наиболее тщательно. В частности,
следует избегать использования для разгруз-
ки подрешетных продуктов насадок больших
размеров, при которых возможны существен-
ные колебания общего расхода воды, подавае-
мой под решето, что неизбежно вызывает
значительные колебания скорости восходя-
щего потока подрешетной воды.
Средние данные по расходу воды при от-
садке различных руд приведены в табл. 1.29.
Р а з ж иж е ц и е литания не долж-
сн6 превышать___Ж : Tj= 2 ; 1, (пл.. массе).
'В прбТиШГОм случае'в отсадочной машине
создается горизонтальный поток с большой
скоростью, который взмучивает надпостель-
ный слой и нарушает происходящее в нем
расслоение частиц.
Большая скорость под решетной воды также
приводит к значительному увеличению ско-
рости горизонтального потока в последних
камерах машин и выносу мелких частиц
большой плотности в хвосты/j
§ 3. Отсадочные машины
В практике обогащения руд применяют от-
садочные машины, в которых колебания
водной среды создаются движениями поршня,
решета, диафрагмы или пульсирующей по-
дачей сжатого воздуха.
Классификация отсадочных машин по спо-
собу колебания среды в них приведена в
табл. 1.30. При обогащении в воздушной
среде применяют пневматические отсадочные
машины.
Отсадочные машины с по-
движным решетом применяют для
отсадки материала крупностью от 3 до 40 мм.
Для обогащения марганцевых руд приме-
няют машины с верхним приводным меха-
53
Таблица 1.30
Классификация отсадочных машин
Тип машины Способ создания колебаний среды Способ удаления тяжелых минера- лов с решета Крупность обога- щаемого мате- риала, мм Область приме* пения
макси- мальная мини- мальная
С подвижным ре- шетом Поршневая Диафрагмовая (с горизонтальным или вертикаль- ным расположе- нием диафрагмы) Воздушно-пульса- ционная (бес- поршневая) с Нижним или верхним располо- жением воздуш- ных камер Пневматическая Движением решета Движением поршня Движением конических днищ или диафрагмы Пульси- рующей подачей воздуха То же Разгрузочным устройством Крупный про- дукт — разгру- зочным устрой- ством, мелкий — через решето Крупный про- дукт — вручную или разгрузоч- ным устрой- ством, мелкий — через искус- ственную по- стель или ре- шето Крупный про- дукт — разгру- зочным устрой- ством, мелкий — через искус- ственную постель Специальными разгрузочными устройствами 40 40 15 (30) 4 (60) 13 (25) 3(2) 2(3) 0,5 0,5 0,5 (0,3) Марганцевая ру- да, реже желез- ная, вольфрамо- вая и др. Марганцевая, оловянная и вольфрамовая ру- да Марганцевая, же- лезная, оловян- ная и вольфрамо- вая руда, золото- содержащие рос- сыпи, руды ред- ких металлов То же Уголь, реже руда
низмом решета, а для железных руд — с ниж-
ним, различающиеся конструкцией приводных
механизмов, размерами решета и способом
его уравновешивания, а также способом раз-
грузки тяжелых продуктов.
Машины обычно имеют двух-, трех- и че-
тырехсекционные решета рабочей площадью
2,9—4 м2 н более и выдают соответственно
три, четыре н пять продуктов обогащения.
Тяжелые продукты разгружаются через
регулируемые боковые или центральные щели
отсеков решета или через щель, проходящую
по всей ширине решета, легкие—в конце
машины через порог. Выгрузка тяжелых
продуктов из машины производится обезво-
живающими элеваторами или скребковыми
конвейерами.
Машины, как правило, работают при ча-
стоте колебаний решета в пределах 90—
190 мин-1. В настоящее время серийно их не
производят, а изготовляют непосредственно
на местах.
Отсадочная машина с трех-
секционным подвижным реше-
том и верхним приводом (рис. 1.34) со-
стоит из ванны с четырьмя пирамидальными
камерами, подвижного короба с решетом,
54
подвешенного на пружинах-амортизаторах,
и приводного механизма.
Решето приводится в действие от криво-
шипно-шатунного механизма, сообщающего
решету дугообразное движение с горизон-
тальным перемещением в сторону загрузки
руды при ходе решета вниз и подачей его
вперед при подъеме вверх. Вследствие этого
достигается одновременно разрыхление по-
стели и продвижение отсаживаемого мате-
риала вдоль решета. Движению материала
в сторону разгрузки хвостов способствует
также небольшой уклон (около 5°) короба
и ступенчатое расположение секций решета.
Регулирование хода решета производится
перестановкой плит с кривошипами на при-
водных дисках.
Тяжелый продукт разгружается через щели
в решете, регулируемые козырьками при
помощи маховичков.
Выгрузка подрешетных продуктов и хво-
стов производится ковшовыми обезвожива-
ющими элеваторами при скорости их движе-
ния 0,1—0,3 м/с. Для удаления воды и руды
при аварийных остановках и ремонте ма-
шины в камерах и башмаках элеваторов
имеются специальные разгрузочные люки.
Рис, 1,34, Отсадочная машина с трехсекционным
подвижным решетом:
1 — пирамидальная камера; 2 — подвижный ко-
роб с решетом; 3 — пру ж ины-амортизаторы; 4 —
кривошипно-шатунный механизм; 5 — шатуны;
6 — коленчатые рычаги; 7 — тяги; 8 — регу-
лировочный маховик; 9 — труба для подачи
подрешетной воды; 10 — хвостовой порог; 11 —
решето
Установочная мощность приво-
да, кВт:
короба ................... 7
элеваторов ............... 2,8
Габаритные размеры маши-
ны, мм:
длина........................ 5125
ширина....................... 3795
высота....................... 3554
Масса, т....................... 10,3
Техническая характеристика отсадочной
машины с трехсекционным подвижным
решетом
Размеры секции решета, мм 900X 1100
Число секций решета .... 3
Площадь решета, м8 . . . . . 2,9
Частота качаний решета, мин-1 182
Ход решета, мм........ 10—80
Крупность руды, мм .... 3—35
Производительность, т/ч ... До 25
Поршневые отсадочные ма-
шины применяют на некоторых фабриках
для отсадки крупных и средних классов руды.
Они обычно имеют две, три или четыре ка-
меры. Колебания воды создаются движением
порщня, ход которого регулируется эксцен-
триковым механизмом.
Крупные тяжелые частицы разгружаются
через ловушку, регулируемую заслонкой и
порожком, а мелкие — через постель и ре-
55
Таблица 1.31
Техническая характеристика поршневых отсадочных машин
Параметры Размер камеры, мм
520X 810 700X1000 900X 1200
Число камер 4 3 2
Площадь отсадки, м2 1,6 2,0 2,0
Частота качаний поршня, миш1 200—250 80—150 100-300
Ход поршня, мм До 40 До 80 До 65
Крупность руды, мм —12+0 —304-6 —40 43
Производительность, т/ч 2 5—3,0 3,5—7,0 1,0—8,5
Установочная мощность элсктродвигате- 4,5 7,0 3,0
ля, кВт Габаритные размеры машины, мм: длина 3740 5100 3400
ширина 1300 2300 2600
высота 2300 3200 2700
Масса машины, т 2,8 4,7 2,5
шето. Хвосты (легкая фракция) разгру-
жаются самотеком через сливной порог
последней камеры.
Техническая характеристика поршневых
отсадочных машин приведена в табл, 1,31.
Поршневые отсадочные машины в настоя-
щее время почти полностью заменены диафраг-
мовыми машинами, машинами с подвижным
решетом и воздушно-пульсационными, име-
ющими более высокую удельную произво-
дительность и меньший расход воды и элек-
троэнергии.
Диафрагмовые отсадочные
машины применяют для отсадки желез-
ных, марганцевых руд и руд редких метал-
лов крупностью до 30 мм. Они изготовляются
с горизонтальным или вертикальным распо-
ложением диафрагмы.
Диафрагмовые отсадочные машины с го-
ризонтальной диафрагмой
(рис. 1.35) имеют две или три камеры. Коле-
бания воды в камерах отсадочных машин
создаются движениями вверх и вниз кониче-
ских днищ, обеспечиваемыми одним (МОД-1М,
МОД-2М) или двумя (МОД-ЗМ) эксцентри-
ковыми приводными механизмами. Движение
механизма осуществляется от электродвига-
теля через шкивы и ременную передачу.
Ход конического днища регулируется пово-
ротом эксцентриковой втулки относительно
вала и затяжкой гаек, а частота его кача-
ний — сменой шкива на валу электродви-
гателя.
Корпус машины у каждой камеры соединен
с коническим днищем резиновыми манжетами.
В камерах на деревянных брусьях установ-
56
Таблица 1.32
Техническая характеристика отсадочных машин
с горизонтальной диафрагмой
Параметры МОД-0,2 МОД-1М МОД-2М МОД-ЗМ
Размеры камеры, мм 300X300 760X760 1060Х 1060 1060Х 1060
Число камер 2 2 2 3
Рабочая площадь решет, м2 0,18 1,0 2,0 3 0
Частота колебаний диафрашы (дни- 210; 240; 130; 165; 130; 164; 130; 164;
ща), мин-1 270; 305; 340; 380 206; 258; 310; 350 197; 236; 294; 348 197. 236: 294; 348
Ход диафрагмы (днища), мм, не более 21 40 40 40
Крх'пность руды, мм 0,5—8 0,5—15 0,5—15 0,5-30
Производительность, т/ч 0,5—4 7—12 4—30 7—40
Установочная мощность электродвига- теля, кВт Габаритные размеры, мм: 0,4 1,1 2,2 2X2,2
длина 1060 1950 2550 3850
ширина 700 1050 1350 1350
высота 900 2050 2250 2250
Масса, т 0,2 1,0 1,8 2,7 0
Изготовитель Завод «Труд» (г. Новосибирск
лены нижнее (опорное) и верхнее решета,
между которыми помещается сито (обычно
щелевидное). Решета и сито прижимаются
сверху деревянными брусьями и клиньями
по бортам и крестовиной с помощью винта
в центре.
Подрешетная вода подается в нижнюю
часть камер по трубам от общего коллектора.
Давление воды в коллекторе 0,06—0,2 МПа.
Для выделения крупного надрешетного тя-
желого продукта предусмотрена установка
специальных ловушек. Хвосты разгружаются
самотеком через сливной порог в конце
машины.
В последнее время диафрагмовые отсадоч-
ные машины модернизированы, что позволило
в значительной степени устранить их недо-
статки (неравномерность пульсаций по пло-
щади отсадочных камер, трудность разгрузки
тяжелых надрешетных концентратов и др.),
Техническая характеристика отсадочных
машин с горизонтальной диафрагмой приве-
дена в табл. 1.32.
Диафрагмовые отсадочные машины с в е р -
тикальной диафрагмой и меют
две или четыре камеры с пирамидальными
днищами, разделенные вертикальной перего-
родкой, в стенку которой вмонтирована
гибко связанная с ней металлическая диаф-
рагма, совершающая возвратно-поступатель-
ное движение. Они применяются главным
образом на драгах для обогащения россыпей,
но могут быть использованы также на про-
мывочных установках и обогатительных фаб-
риках.
Четырехкамерная диафраг-
мовая отсадочная машина
МОД-4М (рис. 1.36) представляет собой две
соединенные вместе двухкамерные машины,
каждая из которых может работать незави-
симо друг от друга. Она состоит из корпуса,
разделенного на четыре камеры, двух не-
зависимых приводных механизмов (редуктора.
Рис. 1.35. Диафрагмовая отсадочная машина
с горизонтальной диафрагмой МОД-ЗМ:
7 _ корпус; 2 — коническое днище; 3 — диа-
фрагма; 4 — енто; 5 — разгрузочное устрой-
ство; 6 — эксцентриковый привод; 7 — загру-
зочный желоб; д' " балансирная рама; 9 — кре-
стовина с винтом для зажима решета; 10 — рас-
тяжка; 11 — порог; 12 — приводной шкив; 13 —
балка; 14 — электродвигатель; /5 — обтекатели;
/6’ — решето для равномерного распределения
искусственной постели; 17 — распорные доски;
18 — Клинья
57
Рис. 1.36. Диафрагмовая отсадочная машина
с вертикальным (расположением диафрагмы
М0Д-4М:
1 — корпус; 2 — решето для равномерного рас-
пределения искусственной постели; <3 *- сито; 4 —
поддерживающее решето; 5 — крестовина с вин-
том для зажима решета; 6 — резиновое кольцо;
7 — диафрагма; 8 — обтекатели; 9 — траверса;
10 — пирамидальное днище; 11 — редуктор; 12 —
электродвигатель; 13 - муфта; 14 — клинья; 15 —
распорные доски; 16 — разгрузочное устройство;
17 — порог
электродвигателя, передней и задней траверс
и соединяющих их тяг), подрешетной рамы,
решет, щелевидного сита и разгрузочных
устройств. Диафрагмы в торцовых стенках
каждой камеры соединены с корпусом гиб-
кими манжетами и приводятся в движение
от электродвигателя через 'систему тяг и
траверс. Один приводной механизм обслу-
живает две диафрагмы. Щелевидные сита в от-
садочных камерах установлены с неболь-
шим уклоном по ходу движения мате-
риала.
53
Рис. 1.37. Диафрагмовая отсадочная машина
«Кливленд» :
1 — разделительный козырек; 2 — разделитель-
ные лопатки; 3 — основной подшипник; 4 — ре-
дуктор; 5 — электродвигатель; 6 — решето; 7 —
хвостовой лоток; 8 — обслуживающая площадка;
9 — камера; 10 — диафрагма; 11 — вибровозбу-
дитель; 12 — клапан; 13 — циклон; 14 — кон-
центрат ный желоб
Таблица 1.33
Техническая характеристика отсадочных
машин с вертикальной диафрагмой приведена
в табл. 1.33.
Характеристика некоторых зарубежных
диафрагмовых отсадочных машин приведена
в табл. 1.34.
Машина «Кливленд» с круглым
решетом (рис. 1.37), предназначенная для
обогащения мелких классов руд редких ме-
таллов и россыпей, разделена на сектора
с диафрагмами, расположенными под реше-
том. Машина имеет гидравлический привод,
позволяющий плавно регулировать частоту
пульсаций и ход диафрагм, вращающийся
распределитель питания и специальное раз-
равнивающее слой материала устройство.
Машина работает с большим разжижением
исходного питания (Ж : Т 5) без подачи
подрешетной воды и, по данным фирмы-изго-
товителя, дает большой экономический эффект
при установке на драгах.
Машины «Кливленд» в Советском Союзе
эксплуатируются на некоторых золотоизвле-
катсльных фабриках.
Воздушно - пульсационные
(беспоршневые) отсадочные
машины отличаются от других исполь-
Техническая характеристика
диафрагмовых отсадочных машин
с вертикальной диафрагмой
Параметры М0Д-2П МОД-4М
Размер камеры, мм 1060Х ХЮ60 1060Х Х1060
Число камер 2 4
Рабочая площадь ре- шет, ма 2 4,0
Частота колебаний диафрагмы, мин-1 197 126; 170; 207; 248; 302- 350
Ход диафрагмы (тра- верс), мм До 75 До 75
Крупность руды, мм П роизводительность, т/ч До 30 0,5—30
До 26 20—55
Установочная мощ- ность электродвига- теля, кВт Габаритные разме- ры, мм: 2,8 2x2,2
длина 3230 3500
ширина 1520 2600
высота 2950 2100
Масса, т 2.0 3,5
Изготовитель Завод «Труд» (г. Новосибирск)
59
Таблица 1.34
Техническая характеристика диафрагмовых отсадочных машин,
выпускаемых за рубежом
Показатель М-8 «Ведаг» «Денвер» «Сала» «Ремер» «Кливленд»
Размеры каме- ры, мм Площадь реше- та, № Число камер Частота колеба- ний диафрагмы, мин-1 Ход диафрагмы, мм Крупность ру- ды, мм Производитель- ность, т/ч I067X X 1067 4 2—4 125—155 6—76 <16 (30) 35—45 400X300; 500x400; 630x500; 630x800 0,25—1 2 150—330 1—40 450x800- 600x900; 750X900 0,37—4,2 1- 6 150—300 0,6—80 500x800 710x1000 3—4 0,5—10; 10—40 1525Х 1675 <8 2—3 400 1,5 <22 50 -60 Диаметр решета 3600; 5500; 7500 4; 9,5; 22,4 12 <80 19—350 м3 ч
Конструктивные особенности Верти- кальная диа- фрагма Пульсирую- щая подача подрешет- ной воды Специаль- ный кла- пан, регу- лирующий продолжи- тельность всасывания — 2 эксцен- трика, со- общающие разноча- стотные ко- лебания диафрагме Круглое решето
Изготовитель (фирма, страна) «Юба», США «Ведаг», Велико- британия «Денвер», США «Сала», Швеция «Вемко», США; «Зибтех- ник», ФРГ; «Веете», Велико- британия, «Юнитек», Франция У. Н. С., Нидерланды
зованнем сжатого воздуха для создания
колебаний воды в отсадочном отделении.
Машины имеют воздушное и отсадочное от-
деления и снабжены универсальным приво-
дом, обеспечивающим симметричный и асим-
метричный циклы отсадки и возможность
регулирования подачи воздуха в камеры.
Воздушное отделение расположено под
решетом (ОПМ-12—ОПМ-15, ОПС-12—
ОПС-24) или сбоку от отсадочного отделения
(ОПМ-22— ОПМ-25). В последнем случае
оно отделено вертикальной перегородкой.
При боковом расположении воздушных камер
равномерность пульсаций воды в отсадочном
отделении сохраняется при ширине его не
более 2 м. Сжатый воздух поступает в воз-
душное отделение периодически через пуль-
саторы (золотниковые устройства) роторного
типа, устанавливаемые по одному на каждую
камеру; также периодически воздух выпу-
скается из воздушного отделения в атмосферу.
60
За 1 оборот пульсатора совершается полный
цикл отсадки.
При впуске воздуха уровень воды в воз-
душном отделении понижается, а в отсадоч-
ном — повышается, а при выпуске воздуха
в атмосферу происходят обратные явления.
Благодаря этому совершаются колебательные
движения воды в отсадочном отделении.
Пульсатор состоит из корпуса (в форме
Цилиндра), впускного патрубка с дроссель-
ной заслонкой, вала, золотника и крышек
с подшипниками. В корпусе помещен ротор,
разделенный продольной перегородкой на
две полости, имеющие окна для впуска воз-
духа в воздушное отделение ц выпуска его
в атмосферу. При совмещении соответству-
ющих окон корпуса и золотника происходит
впуск или выпуск воздуха.
Ротор приводится в движение от электро-
привода с регулируемой частотой вращения.
Давление и расход воздуха, поступающего
б воздушное отделение, регулируются инди-
видуальными дроссельными засдонками.
В СССР, согласно ГОСТ 1033—79, для
обогащения руд серийно выпускаются бес-
поршневые отсадочные машины двух типов —
ОПМ для отсадки мелкого материала (до
4 мм) и ОПС для отсадки материала средней
крупности (до 30 мм). Кроме указанных из-
готавливается также машина для материала
крупностью свыше 30 мм (МОБК-8С). У всех
отсадочных машин для мелкого материала
разгрузка тяжелого продукта производится
через искусственную (пли естественную) по-
стел ь.
Техническая характеристика беспоршневых
отсадочных машин приведена в табл. 1.35.
Отсадочная машина ОПМ-13
(рис. 1.38) имеет корпус, состоящий из трех
отдельных секций, внутри которых равно-
мерно по всей площади решета размещено
проточное устройство сотовой конструкции,
образующее воздушное отделение. Над про-
точным устройством на деревянных брусьях
установлено решето с рамой и трафаретами
для укладки искусственной постели. Воздухо-
сборник расположен сбоку от отсадочной
камеры. В нижней части камер смонтированы
гпдрониклоны для разгрузки подрешетных
продуктов.
Ротор пульсатора приводится в движение
от электропривода ПМС-10, состоящего из
двигателя, электромагнитной муфты сколь-
жения, тахогенератора, блока управления
и переключателя скорости, позволяющего на
ходу регулировать частоту и размах пуль-
саций воздуха.
Машины ОПМ-12, ОПМ-14 и ОПМ-15
имеют такую же конструкцию, отличаясь
от ОПМ-13 только количеством камер.
Машины ОПМ выпускают правой и левой
сборки в зависимости от расположения
воздухосборника.
Отсадочная машина ОПМ-25
(рис. 1.39) имеет боковое расположение воз-
душных камер, которые отделены от отса-
дочного отделения продольной перегородкой
с каплеобразным обтекателем. Корпус ма-
шины собран из пяти отдельных унифици-
рованных секций (камер), каждая из которых
снабжена съемной кассетой с отсадочным
решетом. Кассета устанавливается на опор-
ные деревянные брусья и закрепляется бол-
тами. В нижней части камеры смонтированы
разгрузочные насадки или гидроциклоны.
Частоту пульсаций воздуха регулируют смен-
ными шкивами привода пульсатора. Машина
снабжена автоматическим устройством (дат-
чиком загрузки), обеспечивающим отключение
подачи воздуха и остановку машины при
отсутствии питания в течение 10 мин и более.
Управление машиной производится с пульта
или диспетчерского пункта. Она может ра-
ботать в ручном и автоматическом режимах.
Отсадочная машина ОПМ-35
(рис. 1.40) отличается от машины ОПМ-25
подрешетным расположением воздушных ка-
мер, размещенных по периметру каждой
из пяти секций и образующих проточное
устройство диффузорного типа. Сбоку ма-
шины расположены воздушные пульсаторы
и воздухосборник. Вращение роторных зо-
лотников-пульсаторов осуществляется отпри-
вода ПМСМ-10 с муфтой скольжения через
клиноременную передачу. Снабжение воз-
духом может обеспечить воздуходувка'
ТВ80-1,4 с подачей 5000 м3/ч и мощностью
привода 100 кВт. Подлежащий отсадке
материал поступает на лоток с рассекателями
и распределяется по ширине отсадочной
камеры.
Отсадочная машина ОПС-13
(рис. 1.41) имеет под решетное расположение
воздушного отделения и три прямоточные
отсадочные камеры, смонтированные по длине
машины. Проточная часть сотовой конструк-
ции размещена под решетом по всей его пло-
щади. Решета установлены на деревянных
подставках, позволяющи х изменять угол
наклона п уплотнять их по периметру.
Машина снабжена автоматическим устрой-
ством для разгрузки тяжелых фракций,-
включающим донную горизонтальную щель,
перекрываемую регулируемым плоским ши-
бером, и авторегулятор с поплавковым дат-
чиком, помещенным в слой обогащаемого
материала. Выгрузка тяжелых продуктов из
машины производится лопастными разгруз-
чиками.
Машина оснащена унифицированными воз-
душными пульсаторами, позволяющими без
остановки ее изменять частоту пульсаций
воздуха и цикл отсадки. Для стабилизации
частоты вращения золотников применяется
редуктор с передаточным числом, равным.
14,31.
Машины ОПС изготовляются с двумя
(0Г1С-12) и четырьмя (ОПС-14) камерами,,
расположенными по длине машины, а также
с четырьмя камерами большей ширины
(ОПС-24).
Отсадочная машина с м и о -
гоструйными проточными ка-
мерами МОБК-8С (рис. 1.42) имеет под-
решетное расположение воздушных камер.
Отсадочное отделение состоит из двух сек-
ций: первая площадью 3,0 м2, а вторая —
5,0 м2. Решета имеют отверстия 10—12 мм
и установлены под углом 1—2°.
Под решетом машины ио всей площади
установлены вертикальные трубы с диффу-
зорами, соединяющие надрешетное отделение
с нижней частью подрешетного отделения.
У основания диффузоров трубы соединены
горизонтальным листом, который приварен
к ним герметическим швом.
Воздух из золотников подается под лист
в пространство между трубами. Благодаря
диффузорам достигается равномерность ко-
лебаний воды в отсадочном отделении и хо-
рошее разрыхление постели, что благоприят-
но сказывается на технологических показа-
телях отсадки. Размах колебаний воды регу-
лируется количеством подаваемого воздуха.
Отсадка руды производится с естественной
постелью. Крупные тяжелые частицы раз-
гружаются через шиберное устройство, а мел-
кие — через решето. Подрешетине и надре-
шетиые тяжелые продукты выгружаются из
61
Таблица 1.35
Техническая характеристика воздушно-пульсационных (беспоршневых) отсадочных машин
Параметры ОПМ-12 ОПМ-13 ОПМ-14 ОПМ-15 ОПМ-22
Размеры отсадочной секции (камеры), мм: ширина 1250 1250 1250 1250 2000
длина 1000 1000 1000 1000 1000
Площадь решета, м2 2,5 3,75 5 6,25 4,0
"Число секций (камер) 2 3 4 5 2
Частота колебаний во- 110—350 110—350 110—350 110—350 142
ды, МИН-1 Амплитуда колебаний во- До 150 До 150 До 150 5—100 3—60
ды, ММ Рабочее давление возду- 20—50 20—50 20—50 20—50 30—35
ха, кПа Расход, м3/ч, не более: воздуха 600 900 1400 1400 1600
подрешетной воды 60 80 90—140 130 150
Размер щелей сетки реше- 3(5) 3(5) 3(5) 3(5) 3
та, мм Крупность руды, мм, не бо- 4 4 4 4 4
.лее Производительность, т/ч, не 25 40 50 55 40
более У становочная мощность 1,5 1,5 1,5 1,5 2,2
электродвигателя пульсато- ров, кВт, не более Габаритные размеры, мм: длина 2790 3810 4830 5840 3300
ширина 2480 2480 2480 2480 3100
высота 3300 3300 3300 3300 4300
Масса (без электродвигате- 4,7 6,5 8,30 9,75 6,14
ля), т Нагрузка на опорную кон- 'Струкцию, т: статическая 9,0 13.0 16,0 20,0 14,5
Динамическая вертикаль- ная 0,64 0,96 1,27 — 3,0
. Изготовитель Машиностроительный завод им. А. А. Николь- Завод
ского (г. Новочеркасск)
* Изготавливается по индивидуальному заказу.
камер ковшовыми обезвоживающими элева-
торами, а хвосты—через сливной порог
в конце машины. Машина снабжена автома-
тическим устройством для выпуска тяжелых
крупных продуктов.
Зарубежные беспоршневые
отсадочные машины по конструк-
ции имеют много общего с отечественными
машинами. В них также используются сек-
ционность и унифицированность камер, бо-
ковое и подрешетное расположение воздуш-
ных отделений, автоматические разгрузочные
устройства для удаления тяжелых продуктов,
роторные воздушные пульсаторы с плавной
регулировкой частоты и амплитуды пульса-
ций, автоматическое управление разгруэоч-
*62
ными устройствами и регулированием рас-
хода воздуха в отсадочные камеры.
Отсадочные машины изготовляются фир-
мами «Джеффри» (США), «Такуб» (Япония),
«Ведаг» (ФРГ), «Пик» (Франция) и др.
Машина фирмы «Пик», предназначенная
для отсадки материала крупностью —10 +
+ 0,5 мм, с боковым расположением воздуш-
ных камер и разгрузкой тяжелых продуктов
через постель, имеет три отсека размером
2000X1500 мм каждый. Общая площадь
отсадки 9 м2. По данным фирмы, производи-
тельность машины составляет до 100 т/ч
при расходе воды 300 м3/ч, воздуха 800 м3/ч
и электроэнергии 1—1,3 кВт-ч/т. Давление
воздуха 12 кПа.
ОПМ-23 ОПМ-24 ОПМ-25 ОПМ-35 * ОПС-12 ОПС-13 ОПС-14 ОПС-24 МОБК-8С *
2000 2000 2000 3000 1250 1250 1250 2000 2000
1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000 1000
6,0 8,0 10,0 15,0 2,5 3,7 5,0 8,0 8,0
3 4 5 5 2 3 4 4 2
176 227 316 50—300 50—120 50—120 50—120 50—160 57,0; 63; 71'
3—60 3-60 3—60 До 60 32—110 32—110 32—110 До 150 До 250
30—35 30—35 30—35 30 30—35 30-35 30—35 20—50 35—40
2400 3200 4000 4000 900 1300 1750 2800 4000
200 230 270 350 75 НО 150 200 200—400
3 3 3 3; 6 3 3 3 3 6x20; 10 (12)
4 4 4 4 30 30 30 30 60
60 60 75 90—125 30 45 55 100 70—120’*
2,2 2,2 2,2 1,5 1,5 1,5 1,5 1,5 2,2
4327 5350 6370 6420 3290 4560 5780 4720 5610
3100 3100 3100 4340 2460 2460 2460 3240 3270-
4300 4300 4300 3240 3040 3040 3040 3230 4140
8,61 11,0 13,54 17,5 4,98 7,47 8,23 20,0 19,0'
— 29,0 — 65,0 10,0 — — 29,0 48,0'
5,0 6,0 8,0 — 1,37 — 6,0 9,6
«Труд» (г Новосибирск) Машиностроительный завод им. А. А. Никольского (г. Ново- черкасск) Завод «Труд»
Секционная беспоршневая отсадочная ма-
шина фирмы СКБ (ФРГ), предназначенная
для отсадкн мелкой руды, с подрешетным рас-
положением воздушных камер, площадью
решета 48 м2 и шириной отсадочного отде-
ления 4000 мм имеет в каждом отсеке две
воздушные камеры. Они расположены у по-
перечных стенок и соединены с воздухосбор-
ником и роторными пульсаторами, находя-
щимися снаружи сбоку и имеющими спе-
циальную систему автоматического регули-
рования расхода воздуха и торможения вос-
ходящего потока воды. Машина работает
с искусственной постелью из обогащаемой
руды. Высота постели 30—40 мм, надпо-
стельного слоя 80—90 мм. Частота пульса-
ций воздуха 150-—400 мин-1. Рабочее давле-
ние 30—40 кПа. Отсадочные сита изготов-
лены из листовой стали с отверстиями раз-
мером 6X6 мм. Вода подается раздельно
в каждую камеру. Подрешетные продукты
разгружаются элеваторами. Производитель-
ность машины до 600 т/ч.
Отсадочные машины фирмы «Ведаг» (ФРГ)1
с воздушным отделением, расположенным
между двумя отсадочными, имеют клапанные
пульсаторы с электронной системой регули-
рования пульсаций.
Трехступенчатые отсадочные машины ак-
ционерного общества «Клёкнер—Гумбольдт—
Дейц» (ФРГ) со ступенчатым расположением
решет и лопастными разгрузчиками имеют
65
4 S
Рис. 1.38. Воздушно-пульсационная отсадочная машина ОПМ-13;
1 — корпус; 2 — пульсатор; 3 — воздухосборник; 4 — глушитель; 5 — электродвигатель; 6 — труба подачи подрешетной воды; 7 —
заслонка; 8 — манометр; 9 — клинья; 10 — трафарет; 11 — сливной порог; 12 — решето; 13 — брус; 14 — проточное устройство; 15 —
рама; 16 — разгрузочное устройство; 17 — авторегулятор; 18 — воздушная камера; 13 — заслонка регулирования воздуха; 20 — водяная
задвижка; 21 —привод
3 Заказ 219
Рис. 1.39. Воздушно-пульсационная машина ОЛМ-25:
1 — корпус; 2 — брус для крепления кассеты; 3 — решето; 4 — воздухосборник; 5 — роторные пульсаторы; 6 — редуктор; 7 — опорный брус; 8 — съемные
насадки; 9 — регулируемый порог; 70 — заслонка; // — коллектор для воды; 72 — кассета; 13 — соединительный рукав; 14 — механизм регулирования по-
дачи воздуха
а
Рис. 1.40." Воздушно-пульсационная отсадочная машина ОЛМ-36:
7,1“ корпус; 2 — кассета; 3 — воздухосборник; 4 — пульсатор; 5 — разгрузочное устройство; 6 — привод пульсаторов; 7 — водяной
коллектор; 8 — воздушная камера; 9 — проточное устройство; 10 — сито; 11 — решетка для искусственной постели; /2 — деревянные
брусья;* /3 — клинья; 14 — приемная воронка; 15 — дроссельная Засдонка; }6 — конусный КДапан
РнС. 1.41. Воздушно-пульсационная отсадочная машина ОПС-13:
1 — корпус; 2 — пульсатор; 3 — глушитель; 4 — электродвигатель; 5 — распределитель; S — блок выгружателей; 7 — воздухосборник; 8 — устройство для
разгрузки; 9 — регулируемый порог; 10 — водяной коллектор; 11 — решето: 12 — авторегулятор
Рис. 1.42. Бесаоршневая отсадочная машина с многострунными проточными камерами МОБК-8С:
1 — вертикальная труба; 2 — диффузор; 3 — горизонтальный лист; 4 ~ проточное устройство; 5 — решето; 6 — разгрузочное устройство; 7 — воронки для
разгрузки подрешетных продуктов; S — брус; 9 ^кЛин; 10 -• угольник; /7 - щит; 12 — регулируемый порог; 13 — ппевмоцидпндр; 14 — пульсаторы; /5 —
привод пульсаторов; 16 — авторегулятор; 17 — заслонки 1 '
Рис. 1.43. Пневматическая отсадочная машина
ПОМ-2А:
/ — виброеозбудитель; 2 — бункер; 3 — герме-
тичные люки для наблюдений; 4 — порог; 5 —
зонт; 6 — качающиеся зональные плиты; 7 —
шибер для послойного разделения легкого про-
дукта; 8—10 — карманы для приема продуктов;
1! — секция выделения легкого продукта; 12 —
промпродуктовая секция; 13 — секция выделе-
ния тяжелого продукта; 14 — разгрузочный ка-
чающийся клапан; 15 — шнек для удаления про-
дукта; IS — шторные заслонки; 17 — отсеки для
размещения шаров; 18 — пульсатор; 19 — дрос-
сель для регулировки подачи воздуха; 20 —
привод; 21 — секция предварительной концен-
трации
изолированное воздушное отделение, распо-
ложенное между отсадочными камерами.
Ширина решет составляет 2,7 м для одинар-
ных и 4,8 м для сдвоенных конструкций.
Эти машины отличаются от машин фирмы
<Ведаг» наличием перегородки, которая про-
ходит через разгрузочный клапан До лопаст-
ного разгружателя. Основной недостаток
этих машин — неравномерное распределение
пульсаций по ширине отсадочного решета.
Машины «Такуб» и «Батак», выпускаемые
фирмами Японии и ФРГ, имеют секционную
конструкцию и подрешетное расположение
воздушных камер. Секции располагаются по
длине машины, для каждой из них установлен
пульсатор с индивидуальным режимом ра-
боты. Сдвоенная машина имеет площадь
48 м2 и производительность до 450 т/ч.
Пневматические отсадоч-
ные машины предназначены для обога-
щения угля в воздушной среде и в отдельных
случаях могут применяться для обогащения
;уд. По принципу действия они аналогичны
отсадочным машинам для разделения в вод-
ной среде.
В СССР применяются машины типа ПОМ
(рис. 1.43). В этих машинах на неподвижном
Таблица 1.36
Техническая характеристика
пневматических отсадочных машин
Параметры ПОМ-1 ПОМ-2 А
Площадь рабочей по- верхности, мг Количество: 2,76 4,5
полудек 2 2
полей в каждой по- лудекс Размеры полей, мм: 3 3
I 850x600 1250x600
II 850x600 850x600
III 600X600 600X600
Продольный угол на- клона поверхности к горизонту, градус Частота, мин'1: 11,5 7,75'
пульсаций воздуха 322 126—266
качаний зональной плиты 60—140 63—101
Ход зональной пли- ты, мм 46 45
Давление воздуха, кПа 2,4 2,4
Расход воздуха, тыс. м3/ч 18,5—25 24—25
Крупность обогащае- мого угля, мм, не более 13 (25) 13 (25)
Удельная производи- тельность, т/(№-ч) 20—60 22
Мощность установ- ленных электродви- гателей, кВт 1,8 1 п 4
69
Продолжение табл. 1.36
Параметры ПОМ-1 ПОМ-2 А
Габаритные разме- ры, мм: длина ширина высота Масса, т 4250 1500 4100 3,2 8470 2215 3710 8,85
Изготовитель Завод им. Пархоменко объединения «Каргормаш»
решете материал расслаивается в пульсиру-
ющем воздушном потоке. Пульсация соз-
дается вентилятором с периодически пере-
крывающими воздух клапанами (пульсато-
рами), общими для всей машины (ПОМ-1)
или индивидуальными для каждой камеры
(ПОМ-2 А). Дека разделена по длине на
поля: два из них одинаковой длины, одно —
несколько короче. На деку уложены ре-
шета—верхнее с отверстиями размером
1,2 мм и нижнее с овальными отверстиями
размером 6X12 мм. Промежуток между
решетами заполнен фарфоровыми шарами
диаметром 14 мм и разделен перегородками.
.Под решетом установлены металлические по-
перечные перегородки, разделяющие деку
на отсеки. Каждый из этих отсеков перекрыт
снизу двумя перфорированными пластинами
(шторными заслонками) с отверстиями раз-
мером 30 мм, с помощью которых регули-
руется подача воздуха в отсеки.
Исходный материал подается питателем на
деку машины, где он под действием пульсаций
воздуха расслаивается по плотности. Разде-
лившиеся продукты разгружаются через спе-
циальные устройства.
Техническаи характеристика пневматиче-
ских отсадочных машин приведена втабл. 1.36.
§ 4. Практика работы
отсадочных машин
Отсадка мелких классов руды, как правило,
производится на диафрагмовых и беспорш-
невых отсадочных машинах, а крупных и
средних классов — на машинах с подвижным
решетом, беспоршневых и реже поршневых
отсадочных машинах.
Примеры практического применения от-
садочных машин и показатели их работы при
обогащении разных руд на обогатительных
фабриках СССР приведены в табл. 1.37—
1.51. В таблицах приняты следующие обо-
значения: /п — размах колебаний (решета,
поршня, диафрагмы); п — частота колеба-
ний; D —• размер зерен искусственной по-
стели; Н-п — высота постели; //и. п —высота
искусственной постели; //пор — высота по-
рога; QT —удельная производительность ма-
шины по твердому,- QB — общий удельный
расход воды (подрещетной и иадрешетной)
на 1 т перерабатываемого материала; Uu —
скорость движения подрешетной воды; jpa —
давление воздуха в воздухосборнике беспорш-
невых отсадочных машин; — расход воз-
духа.
Машины с подвижным реше-
то м и верхним приводом, уста-
новленные на обогатительных фабриках Ни-
копольского и Чиатурского бассейнов, имеют
площадь решета соответственно 2,9 м2 (900 X
X 3200 мм) и 4 м2 (1000 X 4000 мм). Отсадке
подвергают мытую руду крупностью от 35
до 3 (2) мм (табл. 1.37).
Машины с подвижным решетом наиболее
эффективно работают в основных операциях
на классифицированном (по шкале, равной
Таблица 1.37
Технологические показатели обогащения марганцевой руды иа отсадочных машинах с подвиж
Чиатурского и Никопольского бассейнов
Фабрика Режим работы машины Расход электро* энергии, кВт-ч/т
;п, мм п. мин-1 Яп, мм QT. т/(м! - ч) Qb- м*/т
ЦОФ 40—50 95 — 120 130—170 5-6 4,5—6,5 0,8-0,92
№ 29 30 130 160 5,2 6,0 0,88
НОФ «Дарквети» 45 90 150 6,2 5,0 0,75
Грушевская 38 150 150—160 5,5 4 0,60
ЦОФ 30 130 190—200 6,5 6,5 0,7
№ 25-бис 50 ПО 170—190 3,7—4,5 6,5 0,7
№ 29 45 100 180—200 5,0 4,0 0,92
НОФ «Дарквети» 30—40 120—140 140—220 4,7—5,5 4—6 0,45—0,65
ЦОФ 40 120 170 5,8 5,0 0,8
НОФ «Дарквети» 40 120 200 5,5 4 0,45
Богдановская 36 140 100—120 6,9 4—4,5 0,46
70
2,5—3 для крупного и 4—5 для среднего)
материале. Классы мельче 2 мм обогащаются
неэффективно; попадая в подрешетный про-
дукт, они снижают качество концентрата на
1 —2 %. Поэтому перед отсадкой класс —2 мм
удаляют из исходного материала.
Размер отверстий в отсадочных решетах
на фабрике № 25-бис составляет 4 мм. На
Грушевской и Богдановской обогатитель-
ных фабриках — 8Х 20 мм. Срок службы
плетеных сит при отсадке крупного и сред-
него материала 15—16 дней.
Поршневые отсадочные ма-
шины, установленные на фабриках тех же
бассейнов, используют для отсадки мытой
руды крупностью —20 + 8 и —8 -|- 5 (2) мм
(НОФ «Дарквети»), а также для перечистки
подрешетных продуктов (третьих камер),
полученных на машинах с подвижным реше-
том (фабрики Никопольского бассейна)
(табл. 1.38).
В поршневых машинах наиболее эффек-
тивно обогащается классифицированный (по
шкале 2,5—4) материал. Во всех случаях
выделение из питания класса крупностью
—2 + 0 мм является обязательным усло-
вием.
Диафрагмовые отсадочные
машины на фабриках Чиатурского и
Никопольского бассейнов применяют для
отсадки мелкой мытой руды, доизмельчен-
ных промпродуктов и песков, выделенных
из шламов промывки (табл. 1.39, 1.40).
Размер отверстий сит отсадочных камер при-
мерно в 2—3 раза больше максимальных ча-
стиц обогащаемого материала. Срок службы
плетеных сит около 25—30 дней.
Подрешетные продукты из камер машины
разгружаются через съемные насадки с от-
верстиями диаметром 18 мм.
Диафрагмовые отсадочные машины обеспе-
чивают получение марганцевых концентра-
тов I—IV сортов. Диафрагмовые машины
с успехом применяют на доводочных фабри-
ках (отделениях) для дообогащсния измель-
ченных низкосортных концентратов с полу-
чением концентратов I и II сортов и хвостов.
Наиболее низкое содержание марганца
в концентрате имеют классы крупностью
менее I мм, которые в значительной степени
загрязнены минералами пустой породы.
В концентратах некоторых фабрик эти классы
обычно беднее более крупных на 7—9 %,
а иногда даже на 10—15%.
На Оленегорской железорудной обогати-
тельной фабрике в машинах МОД-3 произ-
водится отсадка хвостов магнитной сепара-
ции крупностью —2,5 мм (табл. 1.41).
Хвосты, направляемые на отсадку, сгу-
щаются и обесшламливаются в гидроцикло-
нах диаметром 350 мм. Пески гидроциклонов
поступают в отсадочные машины.
В камерах установлены щелевые штампо-
ванные сита с отверстиями 3,5X24 мм (жи-
вое сечение 25 %). Срок службы сит в первой
камере I месяц, во второй и третьей — 2 ме-
сяца.
Хвосты отсадки обогащены железом глав-
ным образом за счет самых тонких классов
—0,1 + 0,074 и —0,074 мм, содержащих
соответственно 12,2 и 14,0 % железа (содер-
жание железа в более крупных классах
4,3—7,4 %) (табл. 1.42); в хвостах содер-
жатся свободные рудные частицы крупностью
—0,2 + 0,074 мм, сростки размером от 0,2
до 0,6 мм, вкрапленники и нерудные мине-
ралы размером менее 0,3 мм.
На промывочно-обогатительной фабрике
Магнитогорского металлургического ком-
бината, перерабатывающей бедные окислен-
ные и так называемые россыпные руды, на
отсадочных машинах МОД-2 и МОД-3 обога-
щаются мелкая мытая руда крупностью
—6 + 0,1 мм и промпродукты магнитного
обогащения крупностью —6 + 0,1 и —2+
4* 0,1 мм (табл. 1.43).
Перед отсадкой руДа обесшламливается
в реечных классификаторах, а промпродукт—
в гидроциклонах диаметром 350 мм. В слив
удаляются тонкие глинистые частицы круп-
ным решетом на обогатительных фабриках
Крупность, руды, мм Выход концентра - та, % Содержание марганца, % Извле- чение марган- ца. %
Питание Концентрат Промпро- дукт Хвосты Слив
— 16-J-12 10,9—12,6 16,8— 20,8 43,9—44,5 20,0—23,0 5,2—14,8 — 23,3— 32,9
-164-8 36,0 33,1 47,2 26,0 — — 51,3
— 164-8 12,0 23,7 49,2 22,4 10,1 .— 24,9
—354-3 — \2-г2 65,0 40,7 43,5 34,4 — .— 69,5
32,3 30,3 48,2 25,8 8,3 — 51,4
— 12-гЗ 72,0 42,8 52,5 —- 17,5 — 88,3
-8-1-3 28,45 34,0 50,8 27,3 — — 42,5
-84-5 (3) 13,0 17,6 32 4 18,3 7,1 9,9 23.9
—84~3 15,2 20,2 50,0 24,1 9,9 — 37,6
—84-2 44,0 31,7 49,3 23,0 12,3 10,1 68,4
-12-42 46,0 39,3 44,6 34,7 — — 52,2
71
Таблица L38
Технологические показатели обогащения марганцевой руды на поршневых отсадочных маши
Чиатурского и Никопольского бассейнов
Фабрика Режим работы машины Удельный расход электро- энергии, кВт- ч/т
1п, мм П, МИН'1 Н п* мм QT, т/(мг- ч) ®в’ м’/т
НОФ «Дарквети» То же Никопольского бассейна 50 30 10—15 120 140 225—250 100—150 200 150 7,1 4,7 2—3 7,0 6,0 6,0 1—2 3,3 1,5—2
Таблица 1.39
Технологические показатели обогащения марганцевой руды
на диафрагмовых отсадочных машинах МОД-3
на обогатительных фабриках Чиатурского и Никопольского бассейнов
Фабрика Режим работы машины Удель- ный расход электро- энергии, кВт - ч/т
мм Пэ мин-1 Материал постели О, мм мм QT> т/(мг-ч) ®в’ м’/т
ЦОФ-1 ЦОФ-2 № 29 НОФ «Дар- кветш То же ГОФ ЦДФ БОФ ЦОФ То же ПерОф 14 18 7 10—15 6—12 6-8 9—10 5—8 9—11 11 — 18 10 250 240 350 350 350 330 350 330 350 240— 350 260 Марганцевый кон- центрат То же » Концентрат То же Оолитовый кон- центрат То же » Марганцевый кон- центрат То же Пероксидный кон- центрат —12+8 —10+8 —15+12 —10+5 —8+5 —10+5 —10+5 —10+5 —10+5 —10+8 —10+8 50 50 40 40—50 60—70 40 40—50 40—50 35—40 40—50 50 5,2 5,0 4,2 4,5 3,5—4 3 3,7 3,5 4,5 4,5—5,0 4,6 3,85 3,7 4,4 3,0 3,0 6,0 5,0 5,0—6,0 6,0 5,0—6,0 3,6 0,35 0,37 0,44 0,28 0,31— 0,36 0,43 0,34 0,40 0,28 0,28 0,40
Фабрика Обогащав • мый мате- риал Круп- ность мате- риала, мм Выход концен- трата, % Содержание марганца, % Извле- чен не марган- ца. %
. Пита- ние Кон- центрат Пром- продукт Хво- сты
ЦОФ-1 ЦОФ-2 № 29 НОФ «Дар- квети» То же ГОФ ЦДФ БОФ ЦОФ То же ПерОФ Руда То же » Магнитный продукт Руда То же Промпро- дукт То же Руда То же » —2+0 —з+о —3+0 -З+о —2+0 —4+0 -4 (3)+0 -3+0 —4+0 —4+0 —2+0 24,6 22,85 64,2 50,0 15,1 10,3— 17,9 28,6 44,8 26,6 28,4 9,6 26,3 29,1 46,0 38,5 26,1 32,7— 38,3 28,9 31,4 39,3 27,7 34,5 50,3 50,96 51,0 51,4 46,3 50,7— 51,7 48,3 37,8 50,6 49,1 58,55 20,0 22,6 33,0 25,6 22,5 30,5— 35,6 21,1 26,2 35,2 27,64 19,2 47,0 40,0 71,2 66,7 26,8 16,3— 23,7 47,8 53,9 34,2 50,4 16,3
72
нах на обогатительных фабриках
Крупность руды, мм В ыход концентра- та. % Содержание марганца, % Извлече- ние мар- ганца, %
Пита- ние Концен- трат Промпро- дукт Хвосты Слив
—20+8 31,4 15,7 21,9 16,3 И,4 8,7 43,8
-8+2 (3) 7,8 22,0 42,8 22,0 10,4 1 15,2
— 10+2 51,8 45,9 55,1 36,0 — — 62,2
Таблица 1.40
Гранулометрический состав питания и продуктов отсадки диафрагмовых
отсадочных машин МОД-3 обогатительной фабрики ЦСФ-11
Чиатурского бассейна, %
Класс, мм Питание отсадочной машины Общий концентрат Хвосты
Вы- ход Содер- жание марганца Распре- деление марганца Вы- ход Содер- жанне марганца Распре- деление марганца Вы- ход Содер- жанне марганца Распре- деление марганца
+ 5 3,4 23,5 2,9 1,7 50,8 1,8 4,0 18,8 4.0
—5+4 7,5 27,4 7,4 6,0 49,6 6,0 8,1 20,9 8,8
—4+3 11,3 32,3 13,2 15,5 51,6 16,3 9,7 20,0 10,1
—3+2 10,5 26,0 9,9 и,з 51,5 11,8 10,2 14,9 7.9
-2+1 21,8 23,4 18,5 20,7 47,9 20,2 22,2 14,3 16,6
— 1+0 45,5 29,3 48,1 44,8 48,1 43,9 45,8 22,0 52,6
Исход- ный 100,0 27,7 100,0 100,0 49,1 100,0 100,0 19,2 100,0
Таблица 1.41
Технологические показатели обогащения железной руды
на диафрагмовых отсадочных машинах МОД-3 на Оленегорской фабрике, %
Операция обогащения Режим работы машины Продукт Содер- жание твердого Выход концен- трата 1 rti Я е-ёг и * * Извле- чение 1 железа
Основная отсадка п = 200—240 мин*1; /п = = 16 мм Концентрат 12—15 9,7 58,1 37,0
в 1-й и 2-й камерах и 18 мм Пром пр оду кт 21—28 14,7 22,5 21,7
в 3-й; искусственная по- стель — буровая дробь; D ss •— 5 мм; Хвосты (слив) 14—16 75,6 8,3 41,3
Яи. п = 20 мм в 1-й камере, 15 мм во 2-й и 5 мм в 3-й; вы- сота порогов 120, 110 и 100 мм, Qt = 4,9—5 т/(м2-ч); Qb = = 5,7 м3/т; £/п = 0,35 см/с Питание 33—42 100,0 15,2 100,0
Контроль- я = 180 мин*1; /п = 10 мм Концентрат 16 19,7 56,3 . 49,5
пая отсадка в 1-й и 2-й камерах и 12 мм Хвосты (слив) 12—18,0 80,3 14,1 50,5
в 3-й; //н. п = 5 мм в 1-й каме- ре; 25 мм во 2-й и 20 мм в 3-й; высота порогов 140, 130, 120 мм; QT = 6,5 т/(м2-ч); Qn — 4,7 м5/т; Un = 0,5 см/с Питание 40—44 100,0 22,4 100,0
П р и меч ан и е: При изменении гранулометрического состава н содержания гематитового
железа в питании отсадочных машин могут быть получены следующие показатели: содержание железа'
в концентрате 57 — 59 %, в хвостах — 7,3 % и промпродукте — 21,1 — 21,7 % при извлечении соот-
ветственно: 36,8—33.8; 26 — 24 и 37,2—42,2 %.
73
Таблица 1,42
Гранулометрический состав питания й продуктов отсадки машин МОД-3 (основной операции) на Оленегорской фабрике, %
Класс, мм Питание (пески гидро- циклона) Коицентрат Промпродукт Хвосты
Выход Содер- жанне железа Распре- деление железа Выход Содер- жание железа Распре- деление железа Выход Содер- жание железа Распре- деление железа Выход Содер- жание железа Распре- деление железа
—2,5+1,6 0,5 7,4 0,2 — — — — - — 0,7 7,4 0,6
— 1,6+1,0 1,1 7,4 0,5 — — — — — — 1,5 7,4 1,3
—1,0+0,6 3,3 9,3 2,0 1,7 47,3 1,4 4,4 13,0 2,5 з,з 5,3 2,1
—0,6+0,4 3,8 11,0 6,4 10,5 49,4 8,9 14,1 9,8 6,1 7,7 4,9 4,5
—0,4+0,3 9,9 13,5 8,8 14,5 56,3 14,0 15,5 12,2 8,4 8,2 4,3 4,2
—0,3+0,2 24,2 15,7 25,0 35,0 58,0 35,0 32,1 18,7 26,7 21,1 5,9 14,9
—0,2+0,1 27,1 17,0 30,3 30,5 61,9 32,5 25,7 33,7 38,5 26,7 7,3 23,2
—0,1+0,074 9,3 17,5 10,7 5,6 61,0 5,9 5,8 48,5 12,5 10,7 12,2 15,6
—0,074-[0 15,8 15,5 16,1 2,2 60,3 2,3 2,4 49,8 5,3 20,1 14,0 33,6
Исходный 100,0 15,2 100,0 100,0 58,1 100,0 100,0 22,5 100,0 100,0 8,3 100,0
Таблица ] ,43
Технологические показатели обогащения мытой железной руды н и ром продуктов магнитной сепарации иа диафрагмовых
отсадочных машинах на обогатительной фабрике Магнитогорского металлургического комбината, %
Марка машины Режим работы машины Обогащаемый материал Содержание в питании Выход концен- трата Содержание Извле- чение железа в кон- центрат
в концентрате в хвостах
железа твер- дого жел еза твер- дого железа твер- дого
МОД-3 п 360 и 300 мин-1; 1п = 8— 6 мм; искусственная постель — мартитовая руда (от <= 3,4— 3,8 г/см3); pFe = 57—58 %); D ~ —15+ 10 мм; и = 80 мм; размер отверстий си- та 8—6 мм; £/п = 0,25-- Мытая руда —6 (4)+ 0 мм То же 35,2 39,7 43,8 36,0 36,0 29,0 20,6 29,0 53,8 57,0 62,0 8,0 11—12 27,6 35,3 36,4 9-10 8—9 44,3 29,5 41,0
0,30 см/с; QT = 7— 8 т/(м2-ч); QB = 4—5 м3/т Промпродукт ММС —6+0 мм 40,8 47,0 23,8 54,2 20 36,6 20—21 31,7
МОД-2 п = 320 мин-1; /п — 5—6 мм D — —15+8 мм; Ян.п = 70— 80 мм; Un = 0,15—0,20 см/с; размер отверстий сита 6 мм; QT = 3,5—6 т/(м2-ч); QB = 3— 4,5 м3/т Промпродукт (пески гидроциклона) —2+0,1 мм То же Промпродукт СМС —2+0,1 мм 30,8 33,2 29,2 — 39,0 22,8 15,8 9,5 49,1 54,6 46,4 1 1 1 ” 25,4 29,2 27,4 14 36,3 26,0 15,1
Таблица 1.44
Технологические показатели обогащения оловосодержащих руд на диафрагмовых отсадочных машинах
Марка машины Режим работы машины Круп- ность пита- ния» мм Выход концентра- та, % Содержание олова, % Извлече- ние олова, %
s 1а* мм мин7л Материал постели мм QT. т/(ма-ч) QB, м’/т Питание Кон- центрат Хвосты
МОД-2 27—32 160 Естественная постель 90—110 6—7,5 2 — 12+0 0,3—0,5 * 12,5— 13,3 ** 0,5-0,8 30—40 * 2—3 ** 0,25—0,3 15—18,0 * 50,0 **
МОД-2 24 200 То же 80—100 3,5—15 4 -12+2 0,18 * 0,4 16—25 0,37 7—15
МОД-4 28 130 Б 40 7 6 —10+2 4,6 ** 0,55 4,6 0,35 38,4
* Надрешетный концентрат.
** Подрешетный концентрат.
Таблица 1.45
Технологические показатели обогащения вольфрам содержащей руды нй диафрагмовых 04сйд0Чных машинах
IVlapKa Машин i.t Режим работы машины Крупность руды, мм Выход концентра- та, % Содержание трехокиси вольфрама, % Извлечение трехокиси вольфрама, %
/п, мМ п, мин-1 <?т. т/(м2‘ ч) QB, мл/т Питание Концентрат Хвосты
МОД-4 32 130 12,0 1,0 -12+0 10,0 62 6
МОД-3 10—25 210—260 — — —ю+о 1,6 о,6 18,0 0,32 48,0
МОД-2 15 240 — — —2-!' 0,5 3,7 0,4 6,5 0,17 60,1
ностыо —0,1 (0,15) мм. Содержание твердого
в питании отсадочных'" машин составляет
40—55 %.
В“”ПО’Дре"шетиые продукты извлекаются
главным образом классы крупнее 0,15 мм,
более мелкие классы и рыхлые разности бу-
рых железняков извлекаются плохо.
Отсадка па диафрагмовых машинах оло-
вянных руд обеспечивает эффективное из-
влечение крупнозернистого касситерита, ее
применяют для предварительного обогаще-
ния и получения готовых концентратов
(табл. 1,44). Максимальная крупность пита-
ния отсадочных машин при крупновкраплен-
ных рудах составляет 15—20 мм, минималь-
ная — 0,5 мм (по кварцу) или вообще не
ограничивается.
Отсадку -.материала крупностью менее 2—
-3~’мм производят с искусственной постелью.
Хвосты отсадки обычно не направляют в от-
вал, а доизмельчают, после чего классифици-
руют на узкие фракции и обогащают на пере-
чистных отсадочных машинах или концен-
трационных столах. Получаемые подрешет-
ные продукты также классифицируют на
-фракции и обогащают аналогичным образом.
На диафрагмовых отсадочных машинах
•обогащают вольфрамовые коренные руды
крупностью —10 (12) мм для получения кон-
диционного и чернового концентратов
(табл. 1.45), а также россыпи крупностью
—15 (35) мм.
Крупную руду перед отсадкой обычно
подвергают грохочению на отдельные классы,
а мелкую — классификации или обесшламли-
ванию. Грохочение производят по крупности
3(2) мм и более, а классификацию — по
крупности 0,5 мм.
На Диафрагмовых машинах производят
также отсадку золотосодержащих руд,
д тШ<€ "Лежалых хвостов амальгамации
(табл. 1.46). В качестве постели применяют
металлическую дробь. Иногда для предохра-
нения дроби от выноса над постелью уклады-
вают перфорированные решета с отверстиями
размером 10—15 см.
Отсадочные машины, устанавливаемые
в циклах измельчения золотосодержащих
руд, обычно обеспечивают получение черно-
вого концентрата при выходе от десятых
долей до нескольких процентов и извлечении
свободного золота до 20—40 % и более.
Беспоршпевые отсадочные
машины ОПМ-25 применяют на обога-
тительной фабрике Камышбурунского желе-
зорудного комбината для обогащения руды
(измельченной в стержневой мельнице и обес-
шламленной в механических классификато-
рах) крупностью —3 + 0,2 мм, содержащей
свободные рудные оолиты, глинисто-хлори-
товый цемент и небольшое количество срост-
ков. Хвосты отсадки состоят в основном из
глинисто-хлоритового цемента, содержание
в них рудных оолитов не превышает 2%.
Отсадочные машины ОПМ-25 заменили ра-
ботавшие ранее машины МОД-3.
Мелкая лисаковская руда крупностью
—1,6+0,1 мм, обогащается на машинах
ОПМ-25 (табл. 1.47, 1.48). При одинаковых
. ' I <
/| (. 1 -
Прон заоднтельность
77
L
Таблица 1.47
Технологические показатели обогащения лисаковской оолитовой
бурожелезняковой руды крупностью —1,6+0,1 мм на беспоршневых
отсадочных машинах ОПМ-25, %
Операция обогащения Режим работы машины Продукт 1 Содер- жание твердого Выход Содер- жание железа Извле- чение железа
Основная п = 150—160 мин-1; Концентрат 33—34 52,0- 46,0— 58,0—
отсадка (I прием Zn = Ю—12 мм *, искусственная по- Промпродукт 14—21 63,6 48,0— 46,8 36,2— F69.7 42,0—
обогащения) стель — металлическая дробь; 0=5 мм; Питание 62—77 36,4 100,0 35,7 41,3- 30,3 1.00,0
Пер еч ист- п = 40—50 мм; вы- сота порогов 120— 150 мм; шпальтовое си- то с отверстиями 3 мм; ра = 22—25 кПа; Qa = = 3100—3500 м’/ч; Qt = 6—7 т/(м2-ч); QB = 3,0—3,5 ms/t; Ua = 0,26—0,32 см/с. Удельный расход элек- троэнергии 0,7— 0,8 кВт-ч/т п = 190 мин-1; /п ~ (70—80 % класса —0,6+0,2 мм) Концентрат 29—32 62,4— 42,8 49,4— 66,7—
ная отсадка (11 прием = 6—8 мм *; Нщ.и = = 40—45 мм; высота Промпродукт 15-20 68,5 37,6— 49,6 30,9— 73,2 33,3—
обогащения) порога 150 мм; Qa = = 3100—3400 м8/ч; Питание 75—77 31,5 100,0 39,5 46,2— 26,8 100,0
QT = 5,5—6,0 т/(м2ч); QB = 3,5-4,0 мЗ/т; Оп = 0,28—0,35 см/с (88—92 % класса —0,6+0,2 мм) 46,4
* 1П — размах колебаний воды в камерах.
Таблица 1.48
Гранулометрический состав питания н продуктов отсадки беспоршневых
отсадочных машин ОПМ-25 (основной операции) обогатительной фабрики
Лисаковского ГОКа, %
Класс, мы Питание отсадочной машины Концентрат Промпродукт
Выход Содер- жание железа Распре- деление железа Вы- ход Содер- жание железа Распре- деление железа Вы- ход Содер - жание железа Распре- деление железа
+ 1,6 1,9 37,1 1,6 .—. -—. — 5,1 37,1 5,3
— 1,6+1,0 5,9 34,8 4,8 0,4 35,2 0,3 15,4 34,5 14,9
— 1,0+0,6 8,2 33,9 6,5 4,3 37,1 3,4 15,1 32,4 13,7
—0,6+0,4 31,8 46,1 34,3 38,6 47,9 39,4 20,1 40 1 22,6
—0,4+0,2 46,0 45,2 48,6 54,7 47,5 55,4 30,9 38,2 33,1
—0,2+0,1 5,1 27,0 3,2 1,9 34,6 1,4 10,6 24,6 7,3
—0,1+0,071 —0,071+0 } 39,4 1,0 0,1 38,6 0,1 2,8 39,5 3,1
Исходный 100,0 42,8 100,0 100,0 46,9 100,0 100,0 35,7 100,0
78
Таблица 1.49
Режим работы беспорш невых отсадочных машин на обогатительных фабриках Чнйтурского и Никопольского бассейнов
Фабрика Марка машины 1п, мм /1, мин-1 Искусст- венная постель D, мм П' мм QT. т/(м2-ч) Зв* м9/т <эа- ма/т Ра. кПа Удельный расход электро- энергии, кВт-ч/т Условный номер ре- жима
НОФ «Дарквети» ОПМ-14 8 180 Марганце- вый кон- центрат —16+8 80 7,2 4,8 21,0 0,85 1
ЧОФ Орджоникид- зевского ГОКа ОПМ-24 35-40 120—130 То же — 50—100 — 2,7—2,9 — — 2
То же ОПМ-24 35—40 120—130 — 80 — 2,8 — — 3
ЦДФ ОПМ-14 8 170 » —12+8 70 9,5 6,0 17,0 26-30 0,93 4
То же ОПМ-14 8 130 >> —12+8 70 9,0 6,0 18,0 26—30 1,0 5
НОФ «Дарквети» ОПМ-14 30-50 120—140 » — 15+12 80 10,0 2,8 27,0 30 1,0 6
То же ОПМ-14 30—50 120—140 » —15+12 80 10,0 2,8 27,0 30 1,0 7
» ОПС-14 40—80 60—70 — — 250 * 7—10 2,6—3,1 50—60 28-30 — 8
» ОПС-14 40—80 60 — — 250* 8—10 2,9 40—50 28—30 — 9
» ОПС-14 40—80 60 — — — 6,9—8,7 2,9 — 30—32 — 10
ЧОФ Орджоникид- зевского ГОКа МОБК-8С 180 67,5 — — — 15—19 3,3—3,9 40,0 43 0,43 11
То же МОБК-8С 180 67,5 — — — 17,0 3,6 44,0 43 0,43 12
Высота слоя обогащаемого материала.
Т а б л и ц а 1.50
Технологические показатели обогащения марганцевой руды на беспоршневых отсадочных машинах на обогатительных фабриках
Чиатурского и Никопольского бассейнов
Услов- ный номер режима Обогащаемый материал Крупность материала, мм Выход кон- центрата, % Содержание марганца, % Извлече- ние мар- ганца, %
Питание Концентрат Промпро- дукт Хвосты Слив
1 Руда —3+0 10,7 27,0 49,7 24,3 — — 19,7
2 —4+0 45,8 37,4 46,5 29,7 — — 56,9
3 Магнитная фракция —4+0 49,7 39,7 48,3 — 31,2 — 60,5
4 Промпродукт —5+0 19,0 25,0 42,5 20,9 — — 32,3
5 Руда —5+0 27,9 22,0 41,7 — 14,4 ”— 52,9
6 Магнитная фракция от пром- продукта —5+0 11,2—15,9 22,3—22,6 47,6—48,4 — — 17,9—19,0 24,3-33,4
7 Смешанная руда —5+0 30,1 21,2 30,4 17,2 — — 43,2
8 То же —8+3 21,5—32,6 24,3—26,6 48,0—48,5 20,5—22,1 7,5 — 42,5—59,4
9 & —8+3 34,2 29,0 50,8 23,5 12,4 59,9
10 » —164-8 27,8 27,8 48,8 22,4 9,3 52,3
11 Руда —50+3 29,0 35,5 43,2 34,0 32,0 19,0 35.2
12 —50+3 70,0 43,5 48,0 34,4 32,5 19,7 77,2
Таблица 1.51
Гранулометрический состав питания и продуктов отсадки
беспоршневой отсадочной машины ОПС-14 на обогатительной фабрике НОФ
«Даркветм» Чиатурского бассейна, %
Класс, мм Питание отса- дочной машины Общий концентрат Промп родукт Хвосты
Выход Содержа- ние мар- ганца Распределе- ние мар- ганца Выход Содержа- ние мар- 1 ганца 1 Распределе- ние мар- ганца । 1 1 1 В ыход Содержа- ние мар- । ганца 1 Распреде- ление мар- ганца Выход Содержа- ние мар- ганца Распреде- ление мар- 1 ганца
4-8 1,3 22,4 1,1 1,4 38,1 1,1 1,1 19,5 1,0 1,4 5,7 1,1
—8+5 33,7 21,2 26,8 28,6 40,0 23,6 37,1 18,9 31,8 34,8 6,7 30,9
—5+3 46,7 28,2 49,5 46,4 51,8 49,6 50,0 22,9 51,9 42,3 7,1 39,7
-3+1 14,7 33,6 18,6 18,6 54,7 21,0 10,4 28,9 13,6 16,1 9,4 20,1
-1+0,5 3,2 29,7 3,6 4,5 46,2 4,3 1,2 30,0 1,6 4.7 И,7 7,3
-0,5+0 0,4 27,7 0,4 0,5 38,8 0,4 0,2 14,3 0,1 0,7 9,3 0,9'
Исход- ный 100,0 26,6 100,0 100,0 48,5 100,0 100,0 22,1 100,0 100,0 7,5 100,0
Т а б л и ц а 1.52
Применение отсадочных машин при обогащении оловянных, вольфрамовых руд
и руд редких металлов иа зарубежных фабриках
Фабрика
(страна)
Исходный материал Крупность, мм Тип машины
Получаемые продукты
Оловянные руды
«Нянгулубе» Касситерито- + 5; -5+2 Диафрагмовая Надрешетный и подрешет -
(Заир) вая руда 0,18 % Sn четырех камерная (900X900 мм) ный концентраты с со- держанием 70 % касси- терита, промпродукты и отвальные хвосты, содер- жащие 0,07 % Sn
«Нзомбе» Руда —12+0 Диафрагмовая Концентрат и отвальные
(Заир) 0,37 % Sn Хвосты от- садки руды + 2; -2+1 двухкамерная (900X900 мм) То же (400X400 мм) хвосты, содержащие , 0,09 % Sn
«Жеоминь» (Заир) Руда 0,15 % Sn —2+0 » Первичные концентраты, перечищенные отсадкой, пром продукты
«Катави» Концентрат и —6+3; Поршневая Концентр ат, содер ж ащий
(Боливия) хвосты тяже- лых суспензий —3+1 55,2 % Sn
«Аббарец» (Франция) Руда — 10+3 Поршневая че- тырехкамерная (1250X1250 мм) Богатый надрешетный концентрат, промпро- дукт И ХВОСТЫ
Руда и хвосты после доиз- мельчения —3+0 Диафрагмовая двухкамерная (600X900 мм) Надрешетный и подре- шетный концентраты и хвосты, содержащие 0,03—0,045 % Sn
«Аберфойл» Руда 1,5 % Sn — 10+6; Поршневая трех- Концентрат, промпро-
(Австралия) 0,25 % WO3 —6+1,5; — 1,5+0,2 камерная (450Х Х900 мм) дукт, хвосты, содержа- щие 0,16 % Sn (извлече- ние в концентрат 70 %) 8J
Продолжение табл. 1.52
Фабрика (страна) Исходный материал Крупность, мм Тип машины Получаемые продукты
Вольфрамовые руды
«Лэкам» Вольфрамито- —6+4; Поршневая трех- Концентрат : общим вы-
(Франция) вая руда -4+2,5; камерная (600Х ходом 82,6 %, промпро-
0,78 % WO3 —2,5+1,5; Х800 мм) дукт и хвосты, содержа-
-1,5+0,75 —0,75+0,2 щне 0,10—0, 14 % WO3
«Панаскьера» Вольфрамито- —9+5 С подвижным Промпродукт и отваль-
(Португалия) вая руда решетом (600Х ные хвосты, содержащие
0,8 % WO3 Х2400 мм) соответственно 5 и 0,05—
—5+3 Диафрагмовая 0,07 % WO3 (выход хво-
двухкамерная с коническим дни- стов 59,5 %)
щем (1050Х X 1050 мм)
«Мэвги-Майнс» Вольфрамо- —8+6; Поршневая Концентрат, содержа-
(Бирма) оловянная —6+4; щий 25 % WO3 и 32 % Sn
руда —4-J-1,5
1,3 % WO3 Промпродукты —4; +1,5 Диафр агмовая
отсадки — 1,5+0,5
«Набабип» Вольфрамито- —5+0,4 Диафрагмовая Перечищенный отсадкой
(ЮАР) вая руда двухкамерная концентрат, содержащий
1 % WO3 (400X600 и 71 % WO3 (с нзвлече-
2000X 3000 мм) ннем 50 %) и промпро-
дукт
«Вульф Танг» Ферберитовая + 6; —6+3; — Концентрат, содержащий
(США) руда —3+0,1 55 % WO3
5,5% WOS
«Хэмм» Гюбнеритовая —3+0 Диафрагмовая Концентрат, содержащий
(США) руда (900X900 мм) 25 % WO3 (с извлечением
0,9 % WO3 40-45 %)
«Има» (США) Гюбнерито- —6+0 Диафрагмовая Концентрат,'
шеелитовая однокамерная содержа- Общий кон-
(в цикле из- (900X900 мм) щий 36—
мельчения) 40 % WOg центрат# содержа-
руда 0,52 % WO3 Хвосты основ- —6+0,83; Диафрагмовая Концентрат, щий 20— 30 % wo3 (извлече- ние 65 %)
ной отсадки —0,83+0,2 двухкамерная содержа-
(300X450 и щий 12—
400Х 600 мм) 20 % WO,
«Пюи-ле-Винь» Вольфрамито- —10+2 С подвижным Промпродукт и ХВОСТЫ,
(Франция) шеелитовая решетом (550Х содержащие соответствен-
РУДа 0,38 % WO3 Х900 мм) и нижним приво- дом но 0,65 % г 0,06 % wo3
Дешламиро- -2+0,3 Диафрагмовая Концентрат, промпро-
ванная руда двухкамерная дукт, хвосты
(900X600 мм)
Руды pedKt ix металлов
«Жеоминь» Таитало-иио- —з+о Диафрагмовая Перечищенный отсадкой
(Конго) биевая оло- Денвер (600Х концентрат, содержащий
восодержащая Х900 мм) 70% Sn и 1,8—2,8%
руда Nb2O5+ Т а2О6, промпро- дукт и хвосты
«Харуэлл» Касситерито- —12+0,1 Диафрагмовые с Первичный концентрат,
(Конго) колумбитовые коническим дни- содержащий 9 % касси-
пески щем (1050Х терита, 9 % колумбита;
X 1050 мм) перечистные машины вы-
82
Продолжение табл. 1.521
Фабрика (страна) Исходный материал Крупность, мм Тип машины Получаемые продукты
«Бисиши-Тин» (Нигерия) «Бука-Бокуай» (Нигерия) То же —5+0,1 —5+0,1 То же » дают касситеритовый и колумбитовый концентра- ты соответственно с выхо- дом 93—95 и 75—80 % Концентрат, содержащий 3—5 % касситерита и колумбита, и хвосты Концентрат первого при- ема отсадки, содержащий 44 % касситерита и 1 % колумбита с извлечением касситерита и колумбита крупность о +0,088 мм более 95 %; циркона + 0,21 мм — 96 %
технологических показателях удельная про-
изводительность машины ОПМ-25 на 20—•
25 % выше, чем производительность диа-
фрагмовых машин МОД-2 и МОД-3.
Беспоршневые отсадочные машины уста-
новлены на обогатительных фабриках Чиа-
турского и Никопольского бассейнов для
обогащения различных классов мытой мар-
ганцевой руды (табл. 1.49—1.51).
Сравнительные испытания машин МОБК.-8С
и ОПС-14 и машин с подвижным решетом
на мытой марганцевой руде крупностью
—50 + 3 и —8+ 3 мм показали эффектив-
ность работы беспоршневых машин, обеспе-
чивающих получение лучшего по качеству
концентрата (на 1—3%) и меньшие потери
марганца в хвостах обогащения.
Примеры применения отсадочных машин
при обогащении оловянных, вольфрамовых
РУД и РУД редких металлов иа зарубежных
обогатительных фабриках приведены
в табл. 1.52.
Глава 5
Концентрация на столах
§ 1. Процесс концентрации
на столах
Концентрация на столах является процессом
разделения рудных частиц по плотности
в тонком слое воды,текущей по слабо наклон-
ной плоской деке, совершающей при помощи
привода возвратно-поступательные движения
в горизонтальной плоскости перпендикуляр-
но к направлению движения воды.
Концентрация на столах применяется для
обогащения руд олова, вольфрама, редких,
благородных и черных металлов и других
полезных ископаемых крупностью —3 +
+ 0,01 мм.
Концентрационные столы используются
также для флотогравитации.
За время пребывания материала на деке
концентрационного стола происходит раз-
рыхление слоя, расслаивание и транспорти-
рование частиц в продольном (вдоль рифлей)',
и поперечном направлениях в соответствия
с их плотностью и крупностью.
Разрыхление слоя частиц создается
колебаниями деки и турбулентными верти-
кальными пульсациями, происходящими в
потоке воды. Основным средством для раз-
рыхления слоя в межрифлевом пространстве
являются колебания декн [37], частота ко-
торых (4—7 Гц) существенно выше частоты
главных вертикальных пульсаций потока
воды на концентрационном столе (1—2,3 Гц
над рифлями, 0,5—0,65 Гц в межрифлевом
пространстве) [31 ]. Разрыхление слоя ча-
стиц является обязательным условием
эффективного расслаивания на деке стола.
Наибольшую разрыхленность имеют ниж-
ние слои, расположенные вблизи деки, наи-
меньшую — средние слои. Дополнительное-
разрыхление верхних слоев, расположенных
над рифлями, происходит под влиянием воз-
мущений, производимых турбулентными
пульсациями, а также волнами на поверх-,
ности раздела пульпа—воздух [37].
На концентрационных столах с подбрасы-
ванием разрыхление достигается также в ре-
зультате отрыва слоя частиц от деки под
действием вертикальной составляющей ее
скорости.
Расслаивание на концентрацион-
ном столе имеет в значительной мере харак-
тер сегрегации. В нижних слоях потока рас-
полагаются самые тонкие частицы большой
плотности, над ними — более крупные той же
плотности в смеси с мелкими частицами
меньшей плотности, еще выше — последо-
вательно мелкие и крупные частицы малой
плотности (самые тонкие частицы — меньше
0,01 мм — движутся вместе с потоком воды).
83,
|?ис. 1.44. Зависимость относительных скорости
v/О, 5/<й («) и ускорения (б) от величины
чр = mt при колебаниях деки по бигармоннче-
Спому закону:
1 — скорость деки; 2Г 3 — скорость твердой
частицы
Однако в результате воздействия турбулент-
ных вихрей тонкие частицы большой и ма-
лой плотности частично вымываются в верх-
ние слои.
Транспортирование частиц
в продольном направлении осуществляется
в результате возвратно-поступательного дви-
жения деки, в поперечном — потоком воды.
Скорость продольного переме-
щения частиц зависит от закона движе-
ния деки (обусловленного конструкцией при-
Рнс. 1.45. Зависимость безразмерной скорости v
•от параметра £ при движении частицы на деке,
• колеблющейся ‘по би гармоническому закону
водного механизма), абсолютного значения
ее ускорения (определяемого произведением
квадрата частоты колебаний деки на их ам-
плитуду), размера и плотности частиц, коэф-
фициентов трения минералов о поверхность
деки, сопротивления среды перемещению
в ней частиц, а также от продольного уклона
Деки.
При использовании бигармонического при-
вода, которым оснащены подвесные (и по-
следние модели опорных) концентрационные
столы, уравнения движения деки имеют
вид 137]:
s = 0,5/ [1 — cos со/ — 0,25?. (1 — cos 2cof) 1;
(1.86)
о = 0,5/со (sin со/ — 0,5?, sin 2о/); (1.87)
да = 0,5/co2 (cos co/ — A, cos 2w(), (1.88)
где s, п, ш — соответственно перемещение,
скорость и ускорение деки; / — размах коле-
баний (ход) деки; со = 2лп; п — частота
колебаний деки; t —- время, отсчитываемое
от начала движения деки в крайнем положе-
нии; А,— отношение амплитуды второй гар-
монии к амплитуде первой гармонии (обычно
X - 0,5).
Графики относительной скорости и уско-
рения движения деки, в соответствии с урав-
нениями (1.87; 1.88), приведены на рис. 1,44,
Продольное перемещение частицы вдоль
деки начинается в момент /0 (ср = <р0), когда
силы инерции по абсолютной величине пре-
высят силу трения частицы в покое. Указан-
ный момент (без учета взвешивания частицы
потоком) определяется из неравенства:
I да > gf (рт — Рж)/Рт. (1.89)
где %— ускорение силы тяжести; / — коэф-
фициент трения частиц о деку.
Начав движение, частица перемещается
по деке, расходуя свою кинетическую энер-
гию на преодоление сопротивлений, вклю-
чающих трение о поверхность деки и гидро-
динамическое сопротивление. Скорость ее
будет изменяться, например, по линейному
закону для случая движения по сухой деке
(см. рис. 1.44, а, прямая 2). В момент
абсолютные скорости частицы и деки ока-
жутся равными, после чего частица может
перемещаться вместе с декой пли даже начать
передвигаться относительно деки в противо-
положном направлении (см. рис. 1.44, а, пря-
мая 3).
Среднюю скорость перемещения частицы
по деке приближенно можно рассчитать по
формуле
сСр = OSqlttv, (1.90)
где б — безразмерная средняя скорость пере-
мещения частиц по сухой Деке (при отсутст-
вии гидродинамического сопротивления);
q — поправочный коэффициент, учитываю-
щий гидродинамическое сопротивление [37].
Значение v находится из графика б — f (£)
(рис. 1.45), где
£ = fg (Рт — рж)/2л2 1п2 рт. (1.91)
«84
Рис. J.46. Траектории движения частиц различ-
ных минералов по деке лабораторного концентра-
ционного стола:
7 — касситерит, —0.25 + 0,07 мм, продолжи-
тельность пребывания частиц иа деке i = 22 с;
2 — вольфрамит, —0,5 + 0.3 мм, t = 25 с; 3 —
вольфрамит, —0,25 + 0,1 мм, t = 27 с; 4 — пи-
рит. —0,25 + 0,07 мм, t — 42 С; 5 — гематит,
— 0,15 -j- 0,02 мм, t = 35 с; 6 — кварц, —0,1 мм,
t =• 25 с; 7 — кварц. —0,15 + 0,07 мм. i =
= 25 с; 8 — кварц, —0,2 4- 0,1 мм, t ~ 24 с;
9 — кварц, —0.3 -J— 0,1 мм, i = 24 с; 10 —
кварц, - 0,5 — 0,2 мм, 1 — 24 с
Значение коэффициента q приближенно
разно [371: 0,8—-0,9 для частиц относительно
тяжелых минералов (касситерит, вольфра-
мит) крупнее 0,6 мм; 0,4—0,6 для частиц
любых минералов (кварц, сростки с кварцем
тяжелых минералов при незначительном со-
держании последних) крупнее 0,4 мм.
Для расчета б можно применить также чисто
графический способ, поскольку
б = S+ - S„,
где S+ и S_ —соответственно сумма площа-
дей между прямыми 2, 3 и кривой 7 (см.
рис. 1,44, а), характеризующих движение
частиц вперед и назад относительно деки.
Смывная вода замедляет продольные дви-
жения частиц, находящихся в верхнем слое,
производя их дополнительное взмучива-
ние [30].
В целом скорость продольного перемеще-
ния частиц при обычных условиях работы
концентрационного стола находится в преде-
лах 1,5—3 см/с.
В поперечном направлении
частицы перемещаются неравномерно. Ско-
рость поперечного перемещения частиц, на-
ходящихся в межрифлевом пространстве,
незначительна. Лишь при выходе на поверх-
ность они увлекаются потоком воды и сно-
сятся в поперечном направлении. Поэтому
средняя скорость движения частиц в попереч-
ном направлении на порядок меньше скоро-
сти их транспортирования потоком воды [371.
Она увеличивается с увеличением попереч-
ного наклона деки, расхода смывной воды,
с разжижением литания и составляет для
частиц большой плотности около 0,7 см/с,
промежуточной плотности — около 1 см/с
и частиц пустой породы — 1,2 см/с. Рассма-
триваемая скорость несколько больше для
крупных частиц, чем для мелких.
Скорость движения частиц в направлении,
перпендикулярном к деке (скорость расслаи-
вания), зависит от крупности и плотности
частиц, частоты и размаха колебаний. Она
увеличивается с увеличением плотности и
уменьшением крупности опускающихся ча-
стиц при постоянной плотности частиц слоя
между рифлями, с увеличением крупности
частиц слоя, при одинаковом увеличении
крупности частиц слоя и опускающихся ча-
стиц, при изменении частоты и. размаха
колебаний, вызывающем увеличение раз-
рыхления слоя [37], Скорость движения
частиц в рассматриваемом направлении со-
ставляет доли миллиметра в секунду.
На рис. 1.46 показаны траектории движе-
ния частиц различных минералов по деке ла-
бораторного концентрационного стола [30].
Частицы, находящиеся вблизи поверхности
деки, наиболее интенсивно перемещаются
в продольном направлении; частицы, рас-
положенные в верхней части слоя, пнтен_
Рис. 1.47. Распределение продуктов обогащения
на деке концентрационного стола:
Л — концентрат: В — промпродукт I; С — пром-
продукт II; £> — хносты I; Е — отвальные хво-
сты; F — вода и шламы
85
a
Рис. 1.48. Распределение частиц тяжелой и лег-
кой фракций между рифлями на верхней (а)
и нижней (б) частях деки концентрационного
стола по сечению 1—1 (см рис. 1.47):
1 — дека стола; 2 — рифля
сивно сносятся потоком воды в поперечном
направлении.
Частицы верхних слоев при поперечном
движении последовательно попадают в меж-
рифельные каналы, где происходит их по-
вторное расслаивание. При движении мате-
риала вдоль межрифельных каналов проис-
ходит уменьшение толщины слоя и вымыва-
ние из него тонких частиц малой плотности
поперечным потоком воды.
В результате расслаивания и транспорти-
рования в различных направлениях на деке
стола частицы разделяются по плотности и
крупности. При этом общая закономерность
разделения заключается в увеличении плот-
ности и уменьшении крупности частиц по
длине деки и, наоборот, в уменьшении плот-
ности и увеличении крупности по ширине
деки. По высоте слоя материала (считая от
плоскости деки) плотность частиц умень-
шается, а крупность увеличивается.
Распределение продуктов обогащения на
деке концентрационного Стола показано на
рис. 1.47 и 1.48.
§ 2. Режим и регулирование
процесса концентрации
на столах
Основными технологиче"
скими параметрами концентра-
ционных столов являются: частота колеба-
ний и ход Деки; углы поперечного и продоль-
ного наклона ее; тип на рифления; произво-
дительность; содержание твердого в питании;
расход смывной воды.
В табл. 1.53 приведены параметры работы
однодечных промышленных столов СКМ-1
в основных операциях переработки оловянно-
вольфрамовых и других руд средней обогати-
мости. Средние значения приведенных пара-
метров (за исключением производительности)
можно принять в качестве исходных при регу-
лировании процесса как на столах СКМ, так
п на столах других конструкций, с последую-
щим уточнением на основании получаемых
результатов.
Частота колебаний пиход I
деки. Для определения хода и частоты
колебаний деки можно пользоваться кри-
выми, приведенными на рис. 1.49.
Кривым этого рисунка соответствуют эмпи-
рические формулы
I — 18-|/Дтах> (1.92)
п — 250/'|Л tiniax» (1.93)
где dniax — наибольший размер частиц обо-
гащаемого материала (определяется по раз-
меру отверстий сита, на котором при рассеве
остается 5 % материала От исходной навески),
мм.
В приведенных формулах не учтены многие
факторы концентрации на столе и характе-
ристика перерабатываемой руды, поэтому
результаты, получаемые при расчетах по
этим формулам, нужно рассматривать как
Рис. 1.49. Зависимость хода I и частоты колеба-
ний п деки от крупности обогащаемой руды
86
Таблица 1.53
Параметры работы концентрационных столов СК.М-1
Крупность материала, мм
Параметр ы — 1 + 0,2 — 0,2
Отношение длины деки к ее ширине 2,5—1.8 1,8 1,5
Ход деки, мм 16—26 12—18 8-12
Частота колебаний деки, мин-1 270—300 270—300 300—350
Поперечный наклон деки, градус 4—6 2—3 1 — 1,5
Подъем (+), опускание (—) разгрузочного конца + (4-7) + (2—4) — (0,5—2)
деки на 1 м ее Длины, мм Тип нарифлений Песковый Песковый Шламовый
Наибольшая высота рифлей со стороны загрузки, мм 18—26 12—18 8—12
Расстояние между рифлями, мм 30—45 25—40 30—45
Содержание твердого в питании, % 20—30 20—30 25—40
Расход смывной воды на 1 т питания, м3 1 — 1,5 1,5 2
Производительность, т/ч 2—3 0,9—2,0 0,3—0,9
первое приближение к оптимальным пара-
метрам и уточнять при эксплуатации столов.
Угол поперечного наклона
увеличивается с повышением крупности обо-
гащаемого материала и иаходитси в пределах
1—6°. Для особо крупных и тяжелых мине-
ралов он может быть увеличен до 10° [30].
Угол продольного наклона
является небольшим по величине от —0,003s
до +0,4° (зкак минус означает опускание
разгрузочного конца, знак плюс—его
подъем).
Продольный уклон деки по ходу движения
материала прк переработке тонкозернистых
и шламистых материалов увеличивает ее
транспортирующую способность, а уклон
деки в противоположном направлении (при-
меняемый при переработке крупнозернистых
песковых материалов), наоборот, уменьшает
транспортирующую способность.
Тип нариф ления (рис. 1.50). На
практике применяются в основном два типа —
песковое для материала крупностью +0,2 мм
и шламовое для материала —0,2 мм.
Поперечное сечение песковых рифлей —
прямоугольник. На деках столов для обо-
гащения шламистых материалов, помимо
нарифлений малой высоты, имеются высокие
рифли, перед которыми создаются спокойные
зоны, где происходит осаждение шламистых
частиц тяжелых минералов. Поперечное се-
чение высоких рифлей—треугольник, низ-
ких — прямоугольник. Продольное сечение
рифлей — трапеция с двумя прямыми углами
и верхним основанием, равным 3/4 нижнего;
рифли имеют максимальную высоту у загру-
зочного торца деки.
Наибольшую длину и высоту имеет рифля,
проходящая через угол Деки, образованный
стороной разгрузки легких продуктов и за-
грузочным торцом (на рис. 1.50 правый ниж-
ний угол дек). Длину и высоту остальных
рифлей определяют следующим образом.
Изготовленные рифли имеют одинаковую
длину и устанавливаются так, чтобы линия,
соединяющая их острые концы, образовывала
с направлением рифлей угол 30—55° (угол
среза рифлей); противоположные концы риф-
лей обрезают у мест их пересечения со сто-
ронами дек. У диагональных дек вдоль сто-
роны разгрузки легких продуктов устанавли-
вается дополнительная «запорная» рифля
высотой 20—25 мм, препятствующая выносу
тяжелых компонентов в хвосты.
Выбор высоты рифлей определяется круп-
ностью и плотностью обогащаемого мате-
риала, а также содержанием тяжелых ком-
понентов.
В современных шламовых столах (Хол-
мана, СКОШ-7,5) поверхность деки имеет
волнообразный характер и роль рифлей вы-
полняют гребни волн. Такие рифли сущест-
венно снижают возмущение потока воды,
производимое ими, что улучшает эффектив-
ность обогащения шламов.
Рекомендуемые размеры нарифлений для
отечественных концентрационных столов
приведены в табл. 1.54.
Производительность одно-
дечных концентрационных столов марки
СКМ-1 для руд, содержащих тяжелые мине-
ралы плотностью 6—7,2 r/cMs, можно при-
ближенно определить по графику (рис. 1.51).
Для ориентировочного определения опти-
мальной производительности Q стола лю-
бого размера при работе на рудах различной
плотности может быть использована эмпири-
ческая формула [30 ]
Q = 0,1Рр (Л/ср (Р1- 1)/(р2- I)]*» К,
(1.94)
где рр, Р1 и р2 — плотность ’соответственно,
руды, тяжелой фракции и пустой породы,
г/см3; F—площадь деки при оптимальном
отношении ее длины к ширине, м2; Jcp —
средний диаметр частиц обогащаемого ма-
териала, мм; К — число дек,
С уменьшением размера дек удельная про-
изводительность возрастает обратно пропор-
ционально их площади в степени 0,4. Произ-
водительность концентрационных столов при
87
Рис, 1.50. Типы нарифлений концентрационных столов:
а — стандартное; б — для грубой концентрации; в— для доводки концентрата; г — с переменным расстоянием между рифлями; д — Быочардса;
е — Эйч-Эйч; ал — Дейстер-Плат-О; з.— диагональной деки Дейстера (песковое); и диагональной деки Дейстера (шламовое); к — фигурное
Дейстера; л — шламовое Дейстера; м — Певзнера и Платунова; н — Лунева; о — Кузовлева; п — Холмана
Таблица 1.54
Рекомендуемые размеры нарифлений для концентрационных столов СКМ-1,
ЯСК-1. СК*15, СК-22 и типа СКО для средних условий
при обогащении руд цветных и черных металлов
Дека Крупность материала, мм Содержание тяжелой фракции в питании, % Р. гра- дус
<10 10—30 >30
Л, мм X, мм ht мм мм ft, ММ X, мм
Прямоугольная: песковая —3 (2)-1-0,2 12—14 25—30 16—18 30—35 18—26 35-45 40
шламовая —0,2 14/2 200/25 18/2 200/25 22/4 200/25 45
Диагональная: песковая —3 (2)+0,2 7—10 22—25 12—14 25—28 18—20 30—35 55
шламовая —0,2 13/2 290/22 18/3 290/22 23/4 290/22 55
Примечания: 1. ft — максимальная высота рифлей; х — расстояние между рифлями;
6 — угол среза рифлей. 2. Для шламовых дек числитель относится к высоким рифлям, знаменатель —
к низким.
перечистке промпродуктов составляет 60—
80 %, а при доводке концентратов 50 % про-
изводительности стола на основной опера-
ции.
Содержание твердого в пи-
тании изменяется от 15 % (Ж : Т = 6 : 1)
до 40 % (Ж : Т = 1,5 : I), Оптимальным
является содержание твердого 20—25 %.
При чрезмерном разжижении питания
(Ж : Т> 6 : 1) увеличивается разрыхление
материала и существенно возрастает скорость
транспортирования в поперечном направле-
нии, приводящая к выносу в хвосты частиц
полезного минерала. Для снижения этих
потерь уменьшают поперечный наклон деки.
При недостаточном разжижении питания
(Ж - Т < 2 : 1) разрыхление материала
мало, что препятствует прохождению частиц
минералов большой плотности в нижние слои,-
полоса тяжелых минералов в веере выделяется
нечетко [30].
Смывная вода необходима для уда-
ления частиц легких минералов в конце
деки, поскольку значительное количество
воды, поступающее вместе с питанием, ухо-
дит в зоны Е и F (см. рис, 1.47).
При небольшом количестве смывной воды
и малом поперечном уклоне декк материал
верхних слоев, состоящих из частиц малой
плотности, может извлекаться в концентрат.
Чрезмерный поперечный уклон деки, боль-
шое количество смывной воды и неравномер-
ное ее распределение приводят к выносу ча-
стиц большой плотности из каналов между
рифлями и потерям полезных компонентов
с хвостами. При недостаточной транспор-
тирующей способности деки в продольном
направлении также происходит снос тяжелых
частиц в хвосты.
Большая высота рифлей и повышенная
транспортирующая способность деки в про-
дольном направлении приводят к засорению
концентрата частицами малой плотности.
С увеличением нагрузки на деку происхо-
дит увеличение толщины слоя зерен на ней и.
следовательно, уменьшение раз рыхлен кости
слоя, плохое расслаивание и нарушение про-
цесса концентрации.
Подготовка исходного ма-
териала перед обогащением
на столах. Установлено, что лучшие
технологические результаты получают при
обогащении иа столах классифицированного
материала. Чем меньше разница в плотности
разделяемых минералов и чем больше срост-
ков в исходном продукте, тем уже должна
быть шкала классификации.
Концентрация на столах исходного неклас-
сифицированного материала возможна в тех
Рис, 1.51. Экспериментальная зависимость про-
извол и те ль костя однодечных концентрационных
столов от крупности ИСХОДНОЙ руды (При ПЛОТ-
НОСТИ тяжелых минералов 6,0—7,2 г/см*)
случаях, когда по экономическим соображе-
ниям допустима сравнительно невысокая эф-
фективность обогащения или когда состав
исходного материала сравнительно простой.
Например, когда в материале преобладают
мелкие тяжелые и крупные легкие частицы
при незначительном количестве сросткон.
В большинстве случаев, особенно при обо-
гащении коренных оловянных, вольфрамо-
вых руд и руд редких металлов, материал,
поступающий на концентрационные столы,
подвергают классификации.
На обогатительных фабриках предвари-
тельная подготовка исходного материала
крупностью —2 (3) мм перед концентрацией
на столах осуществляется в гидравлических
классификаторах с получением 4—6 классов,
каждый из которых обогащается отдельно.
Иногда для повышении качества класси-
фикации исходный материал перед подачей
в гидравлический классификатор подвергают
обесшламливанию в гидроциклонах, меха-
нических классификаторах или конусах.
Таблица 1,55
Классификация концентрационных столов
Подготовка к обогащению на столах тон-
козернистых и шламистых материалов круп-
ностью мельче 0,2 мм заключается в их обес-
шламливании (отделение класса —15 мкм)
и сгущении.
§ 3. Концентрационные столы
К основным узлам концентрационного стола
любой конструкции относятся деки, привод-
ной механизм, опорное устройство и меха-
низм регулирования наклона дек.
Классификация концентрационных столов
по основным конструктивным признакам
приведена в табл. 1.55.
Техническая характеристика отечествен-
ных концентрационных столов, изготавли-
ваемых заводом «Труд», приведена в табл. 1.56.
Концентрационный о д н о -
дечный стол СКМ-1 (рис. 1.52) имеет
одну деку деревянной конструкции трапеце-
идальной формы. Поверхность ее покрыта
Тип и ко- личество дек Способ уста- новки Характер движения дек Тип при- водного механизма Назначение стола Марка столов
отечествен- ных зарубежных
Однодечные На оно- Возвратно- Кулачково- Обогащение СКМ-1 «Дейстср»;
с трапе- рах поступа- рычажный песков * «Дей стер-
цеидальными снизу тельное в или инер- и шламов ** Оверстром»,
или диаго- плоскости ционный (песковые и «Дейстер—
нальными деки шламовые) Плат-О»;
деками «Холман»;
«В едаг»
(песковый)
Однодечные На опо- Возвратно- Кривошип- Обогащение «Грузонверк»;
с трапе- рах или поступа- но-шатунный песков 1 «Гумбольдт»
цеидальными рессорах тельное или инер- (песковые) «Ведаг»
или прямо- снизу под углом ционный (шламовый);
угольными к плоскости «Отсукка»
деками деки
Много деч- На под- Возвратно- Инерцион- Обогащение СК-22; «Концен ко-666»
ные с дна- вееках поступа- ный песков и СК-15
тональными тельное в шламов
деками плоскости (песковые и
деки шламовые)
Однодечные На опо- Возвратно- Инерцион- Обогащение СКОШ-7,5 «Холман»
с диаго- рах поступа- ный шламов
нальными снизу тельное в (шламовые)
деками плоскости
деки
Однодечные То же То же То же Обогащение СКО-0,5; —
и многодеч- песков и -7,5; -15;
ные с ди а- шламов -22; -30;
тональными (песковые и -37; -45
деками шламовые)
Трех ъя рус- Кулачково- Обогащение ЯСК-1 —
ные с пря- рычажный песков
моугольны- (песковые)
ми деками
* Крупность частиц больше 0,2 мм.
** Крупность частиц 0,2 (0,3)4-0.02 мм.
90
Таблица 1.56
Техническая характеристика отечественных концентрационных столов
Параметры СКМ-1 ЯСК-1 СК-22п СК-22ш СКО-0,5
Общая площадь дек, № 7,5 15,2 22,5 22,5 0,5
Количество дек 1 6 3 3 1
Площадь одной деки, № 7,5 1,7; 2,5; 3,4 7,5 7,5 0,5
Угол поперечного наклона дек, градус 0—8 0—8 0—8 0—8 0—8
Частота колебаний дек, мин~1 230— 300 300 230— 350 230— 350 290—400
Ход дек, мм 12—26 12—26 16—20 10—14 4-16
Крупность питания, мм 3— 0,040 3— 0,07 3— 0,2 0,2- 0,04 3—0,04
Производительность, т/ч 0,3— 3,0 [-6 3—9 1—3 До 0,05
Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры, мм: 1,7 2,2 2,2 2,2 0,4
длина 5715 5510 5830 5830 1380
ширина 1800 2100 2370 2370 600
высота 1200 1550 2512 2512 556
Масса, т 1,2 1,67 3,38 3,38 0,08
CKO-2 CKO-7,5 CKO-15 CKO-22 CKO-30 CKO-37 CKO-45 СКОШ-7.5
2,0 7,5 15 22,5 30 37 45 7,5
1 1 2 3 4 5 6 I
2,0 7,5 7,5 7,5 7,5 7,5 7,5 7,5
0—8 0—8 0—8 0—8 0—8 0—8 0—8 0—8
280—400 280— 350 280- 350 280—350 280— 350 280—350 280-350 280
10—26 10—20 10—20 10—20 10—20 10-20 10—20 6: 8; 10; 12; 14
3—0,04 3— 0,04 3— 0,04 3—0,04 3— 0,04 3—0,04 3—0,04 0,1—0,01
0,08—3 0,3— 3,5 0,6— 7 0,09—10 1,2— 14 1,5—17 1,8—20 0,3—0,1
0,6 1Д 2,2 2,2 2,2 2x2,2 2x2,2 0,75
2820 5030 5240 5350 5410 5360 5360 5160
1125 2100 2110 2110 2180 2210 2200 2120
962 1380 1480 1860 2384 3380 3660 1610
0,45 1,5 2,26 2,93 5,70 5,78 6,35 1,30
А-А'
4 Рис. 1.52. Концентрационный стол СКМ-1: 1 — Дека; 2 — рифли; 3 — лоток для приема питания и смывной воды; 4 — подачи воды; 6 — роликовая опора; 7 — опорная пластина; 8 — винт; У А А отверстия; 5 — подвижные планки для регулирование — маховик кренового механизма
линолеумом, на котором закреплены дере-
вянные рифли, расположенные параллельно
движению деки. В поперечном сечении рифли
имеют форму прямоугольника, ширина ко-
торого 7 мм, а высота переменная (см. табл.
1.54).
Длина рифлей также переменная. Самая ко-
роткая рифля (1200 мм) расположена в верх-
ней части деки, у загрузочного ящика, самая
длинная (4500 мм) — в нижней части деки.
На деке установлен лоток с двумя отделе-
ниями: одно—для приема и распределения
пульпы, другое —для смывной воды. Подачу
пульпы и воды на деку регулируют измене-
нием размера отверстий в лотке и подвиж-
ными планками.
Дека опирается на шесть роликовых опор
скольжения. Для регулирования попереч-
ного наклона деки имеется креновый меха-
низм. Приводной механизм стола (рис. 1.53)
состоит из эксцентрикового вала с роликом и
коленчатого рычага (коромысла). При вра-
щении эксцентрикового вала ролик нажимает
на горизонтальное плечо коромысла, вслед-
ствие чего вертикальное плечо последнего
движется вправо и, будучи связанным с де-
кой стола через тягу, заставляет ее двигаться
назад. В это время пружина, укрепленная
под декой, сжимается. При дальнейшем вра-
щении эксцентрикового вала вертикальное
плечо коромысла отклоняется влево, а пру-
жина, разжимаясь, толкает деку вперед.
Ход деки изменяют винтом, частоту колеба-
ний — сменой шкивов на валу электродви-
гателя.
Концентрационный стол
ЯСК-1 (рис. 1.54). Трехъярусный сдвоенный,
имеет шесть дек, приводимых в движение от
Рис. 1.53. Приводной механизм столов CKM-J
и ЯСК-1:
1 — эксцентриковый вал; 2 — ролик; 3 — ко-
ленчатый рычаг (коромысло); 4 — тяга; 5 —
винт для изменения хода деки
общего приводного механизма. Деки распо-
ложены в три яруса двумя параллельно ра-
ботающими секциями (по три с каждой сто-
роны).
Материал поступает на две верхние деки,
с которых переходит на средние и затем на
нижние. Съем окончательных продуктов сбо-
рке. 1.54. Трехъярусный сдвоенный концентра-
ционный стол ЯСК-1:
1 — приводной механизм; 2 — верхние деки;
3 — средние деки; 4 — нижние деки; 5 — оси
подвижной рамы; 6 — маховик поперечного на-
клона деки; 7 — червячный редуктор; 8 — же-
лоб — распределитель пульпы и смывной воды;
9 — подвижные планки для регулирования по-
дачи воды
9$
Рис. 1.55. Трехдечный опорно-подвесной концентрационный стол СК-22:
/ — деки; 2 — инерционный приводной механизм; 3 — траверса, соединяющая деки; 4 — желоба
для приема и распределения исходного материала; 5 — желоб для распределения смывной воды
-94
гашения производят с нижних дек, но иногда,
например при обогащении железных руд,
съем концентратов производят и со средних
дек. Площадь рабочей части дек стола не-
сколько больше площади двух дек стола
СКМ-1. Все шесть дек смонтированы на осях
подвижной рамы стола с помощью кронштей-
нов и резино-металлических втулок.
Деки стола изготавливают из алюминие-
вого сплава и выпускают двух видов; без
покрытия и с резиновым покрытием. Резино-
вые рифли наклеивают на поверхность дек.
Форма рифлей н их расположение на деке
такие же, как у стола СКМ-1, если верхнюю»
среднюю и нижнюю деки стола ЯСК-1 рас-
сматривать как части деки стола СКМ-1,
разрезанной вдоль на полосы.
Подвижная рама стола вместе со смонти-
рованными на ней деками опирается на фун-
даментную раму посредством четырех опор
скольжения. Привод у стола ЯСК-1 такой же,
как у стола СКМ-1.
Пульпу подают сверху в приемную часть
желоба, откуда она через окна в боковых
стенках попадает на верхние деки. Часть
окон снабжена деревянными задвижками,
позволяющими регулировать нагрузку на
левую и правую половины стола. Наиболее
эффективно стол работает при равных на-
грузках на обе половины.
В конце желоба имеется отсек для смывной
воды, часть которой попадает иа верхние
деки, а часть в желоба, расположенные над
нижними деками. На средние деки смывную
воду подают через специальные желоба,
установленные на деках.
Производительность стола ЯСК-1 более
чем в 2 раза превышает производительность
стола СКМ-1. Для разделения материала
мельче 0,2 мм применение столов ЯСК-1 не
рекомендуется.
Трехдечный опорно-под-
весной концентрационный
стол СК-22 (рис. 1.55) изготавливают в двух
исполнениях—для обогащения пескового
материала и для обогащения шламов. Деки
расположены одна иад другой, имеют форму
параллелограмма и установлены диагонально
относительно направления возвратно-посту-
пательного движения. Они представляют со-
бой жесткие металлические рамы с деревян-
ным настилом, покрытым линолеумом. Рифли
на деках деревянные, установлены парал-
лельно направлению движения дек.
Продольный уклон устанавливают общим
для всех дек изменением длины тросов под-
вески со стороны разгрузки концентрата.
Общий поперечный наклон дек регулируют
изменением длины тросов подвески со сто-
роны привода, а индивидуальный наклон
каждой деки — креповыми механизмами,
расположенными на противоположных
концах дек.
Приводной механизм инерционного типа,
принципиальная схема которого показана на
рис. 1,56, состоит из двух пар параллельно
расположенных валов, соединенных между
собой зубчатыми колесами. На валах закреп-
лены неуравновешенные грузы: большие —
Рис. 1,56. Схема приводного механизма инер-
ционного типа:
1 и 2 — неуравновешенные грузы
на одной паре валов и меньшие — на Другой.
Грузы расположены таким образом, что при
вращении валов вертикальные составляющие
центробежных сил взаимно уравновеши-
ваются, а горизонтальные — суммируются
или вычитаются, что вызывает асимметричное
возвратно-поступательное движение по-
движной части стола в горизонтальной пло-
скости. Опорная рама, к которой подвеши-
вают приводной механизм и деки, монти-
руется непосредственно на перекрытиях
здания фабрики.
Ход дек увеличивают, устанавливая до-
полнительные грузы в неуравновешенные
грузы привода. Для уменьшения хода произ-
водят демонтаж грузов. Частоту колебаний
дек изменяют, сменяя шкивы на валу элек-
тродвигателя.
Однодечные концентра-
ционные столы опорного
типа CKO-0,5, С КО - 2 и С К О - 7,5
(рис. 1.57) имеют одну деку диагонального
типа с песковым или шламовым нарифлением
и желобами для приема и распределения пи-
тания и смывной воды. Приводной механизм
инерционного типа (см. рис. 1.56) и дека опи-
раются на жесткие качающиеся опоры. Регу-
лирование поперечного наклона дек осущест-
вляется креповым механизмом. Изменение
продольного уклона дек достигается изме-
нением длины опор. Регулирование частоты
и размаха (хода) колебаний осуществляется
также, как и у стола СК-22,
Многодсчиые концентр’а-
ционные столы опорного
типа CKO-15, СКО-22 и СКО-ЗО (рис. 1.58)
имеют соответственно по две, три и четыре-
диагональные деки, расположенные парал-
лельно друг иад другом и установленные сов-
местно с приводным механизмом инерцион-
ного типа на жестких качающихся опорах.
95-
Рис, 1.В7/Однодечный концентра-
ционный стол опорного типа
(CKO-0,5; СКО-2; СКО-7,5);
/ — дека; 2 — инерционный при-
водной механизм; 3 — жесткие ка-
чающиеся опоры; 4 — креповый ме-
ханизм; 5 и 6 — желоба для приема
и распределения соответственно ис-
ходного питания в воды
Каждая дека оснащена желобами для приема
1И регулирования питания и смывной воды и
имеет индивидуальный кремовый механизм
.для регулирования поперечного наклона
деки. Расстояние между деками по верти-
кали 500 мм.
Многодечные концентра-
ционные столы опорного
типа СКО-37 и СКО-45 по конструкции
представляют собой установку из двух много-
дечных столов, расположенных друг над
другом, с отдельными приводными мехаинз-
мами. Так, стол СКО-37 представляет собой
установку из СКО-22 и смонтированного над
ним на специальной раме CKO-I5.
Соответственно СКО-45 представляет со-
бой конструкцию из двух столов СКО-22,
установленных один над другим на опорной
раме. Конструкция каждого из таких столов
и принципы их регулирования те же, что и
столов, из которых они смонтированы.
Од поденный концентра-
ционный стол СКОШ-7,5 (рис. 1.59).
.Дека стола представляет собой настил со
шламовым нарифлением, отлитый из стекло-
пластика. Над декой смонтирован желоб для
приема и распределения питания и распреде-
литель смывной воды, выполненный в виде
трубы с отверстиями.
Инерционный приводной механизм стола
СКОШ-7,5, в отличие от изображенного на
рис. 1.56, имеет не две, а три пары параллель-
но расположенных валов с закрепленными
на них неуравновешенными грузами и уста-
новлен на жестких качающихся опорах.
В остальном приводной механизм стола
96
СКОШ-7,5 аналогичен приводным механиз-
мам столов СК-22 и СКО.
Поперечный наклон деки регулируется
креповым механизмом. Ход и частота коле-
баний деки стола СКОШ-7,5 изменяются
так же, как и у столов СК-22 и СКО.
Зарубежные концентрацион-
ные столы. Столы «Дейстер» и «Дейстер-
Оверстром» имеют деку, по форме близкую к
параллелограмму и устанавливаемую диаго-
нально (см. рис. 1.50, з, ц). Деки изготавливают
с различным соотношением длины и ширины.
Рифли укреплены параллельно направлению
движения деки.
Стол с декой размером 4050X1950 мм при
ходе 12—34 мм и частоте колебаний 210—
300 мин-1 обеспечивает производительность
1,0—1,2 т/ч при крупности материала
—6+ 1,2 мм; 0,2—0,8 т/ч при крупности
—1,0 4- 0,15 мм; 0,1—0,4 т/ч при круп-
ности —0,15 мм. Извлечение тяжелых мине-
ралов при обогащении шламов обычно не
превышает 50%. Потребляемая мощность
составляет 1,2 кВт, установочная —2,2 кВт.
Стол «Дейстер-Плат-О». Особенностью
стола является прямоугольная дека, выпол-
ненная в виде уступов, соединенных между
собой наклонными участками, расположен-
ными приблизительно параллельно линии
среза рифлей. В продольном разрезе поверх-
ность деки представляет ломаную линию
(см. рис. 1.50, ж). Угол подъема (в направле-
нии рифлей) наклонных участков около 5°.
Рифли на деке расположены параллельно ее
длинной стороне. Верхние кромки их нахо-
дятся в одной плоскости.
Заказ 219
Hud А
5l№7
Деки с четырьмя уступами применяют для
крупного материала, с тремя—для мате-
риала средней крупности и с двумя —для
материала крупностью —0,2 мм.
Подвесной концентрационный стол «Кон-
ценко-666» фирмы «Лейстер концентрейтер»
имеет три параллельно работающие диаго-
нальные деки, шарнирно соединенные с инер-
ционным приводным механизмом.
Деки и приводной механизм подвешивают
к перекрытию или к специальной раме че-
тырьмя тросами, нз которых три располо-
жены со стороны приводного механизма и
одни — по оси последнего, со стороны раз-
грузки концентрата.
Техническая характеристика
концентрационных столов
« Конценко-666»
Песко- Шламо-
вый вый
Общая площадь дек, м2 24,7 24,7
Число дек ............ 3 3
Тип дек ................ Диагональные
Материал дек.............. Дерево
Покрытие дек.............. Резина
Материал нарифлений Резина
Частота колебаний дек,
мин -1................... 300 300
Ход дек, мм .......... 12—29 12—
Угол поперечного накло-
на дек, градус .... О—8 0—8
Крупность исходного пи-
тания, мм.............—3-| 0,2 —0,2
П роизво дител ыюсть
(для руд), т/ч........2,7—8,1 0,9—1,8
Тип приводного меха-
низма .................. Инерционный
Установочная мощ-
ность, кВт............... 2,2 2,2
Габаритные размеры, мм:
Длина................... 6120 6120
ширина................ 3677 3677
высота................ 3048 3048
Масса, т................ 3,12 3,06
Фирмы Англии («Холман»), ГДР и ФРГ
(«Грузонверк», «Гумбольдт», «В ед аг»), Я по-
98
Таблица 1.57
Некоторые параметры концентрационных столов с подбрасыванием
Фирма Тип стола Форма и раз- меры деки, мм Покрытие Характе- ристика рифлей Опоры под деками Частота колеба- ний, мин-1 Круп- ность обога- щаемого мате- риала, мм Произ- водитель- ность, т/ч Приводной механизм Уста- новочная мощность электро- двигате- ля, кВт
«Холман» (Англия) Песковый Шламовый 4572x1626 4848х 1829 Линолеум Пластик Деревян- ные, уста- новленные наклонно Деревянные рессоры 280 280 —3-1-0,5 —0,5 0,4—2,0 0,25—0,7 Кривошипно- шатунный То же 1,5—2,2
«Грузонверк» (ГДР) Песковый Шламовый | 4500x1800 Бетон с канавками Бетонные треуголь- ного сече- ния То же 240—320 —3—0,5 —0,5 1,5 0,6 Инерционный 1,5
«Гумбольдт» (ФРГ) Песковый Трапеция 4300х 1800 Линолеум Деревян- ные Клиновидные подушки и ролики 200—240 —3+0,5 1.5 Кривошиппо- шатунлый 1,5
Шламовый (быстро- ходный ударный) То же То же То же Деревянные рессоры 360—370 -0,5 0,6 Эксцентриковый с ударом об амортизатор 1,2
«Ведаг» (ФРГ) Песковый Прямоуголь- ник 3500х1350 Линолеум Пластик Я Опоры сколь- жения 150—180 -3+0,5 0,6—1 Кривошипно- шатуппый с ударом об амортизат р 2,2
Шламовый То же Резина » Наклонные рессоры 330 -0,5+ +0,06 0,2—0,4 То же 2,2
«Пик» (Франция) Шламовый Прямоуголь- ник 2700Х 1 ЮО 4500х 1800 — Металлические или деревян- ные наклон- ные рессоры 320 —0,5 0,5 Эксцентриковый с ударом об упор 1,2
Таблица 1,58
Техническая характеристика пневматических сепараторов
Параметры СП-12 СП-6 СПК-40 СПБ-100М ОСП-100
Площадь рабочей по- верхности, м2 12,0 6,7 7,5 17,0 12,0
Тип деки Односкатная Двускатная 1 Односкатная
Число дек 1 I 2 I
Частота качаний деки, мин -1 310—400 310—400 350 250—400 200—450
Частота пульсаций воз- духа, мин'1 Угол наклона деки к го- ризонту, градус: 83—130 83—130 98; 124; 192 62; 100; 144 83—130
продольный 4—11 4—II 4—11 4—10 4—11
поперечный 4—11 4—11 2—9,5 4—10 2—12
Эксцентриситет привод- ного вала, мм 10 6 6 10 10
Производительность, т/ч 100 40—50 40—55 150 100
Крупность обогащаемо- го материала, мм 6—75 6—50 7,5 6—75 6—75
Мощность установлен- ных электродвигателей, кВт 20 10,5 13,0 31,7 23,6
Масса, т 14,6 8,1 6,6 32,4 16.1
Изготовитель Машиностроительный завод № 2 им. Пархоменко П/О Каргормаш
нии («Отсукка»), Франции («Пик») произво-
дят в основном концентрационные столы.«с
подбрасыванием материала. В столах этого
типа деку устанавливают или на рессоры,
наклоненные в сторону приводного меха-
низма, или на клиновидные опоры. Дека
при переднем ходе движется вместе с мате-
риалом по наклонной линии вверх, при об-
ратном ходе она как бы отрывается от мате-
риала и уходит вниз. Подбрасывание мате-
риала вперед способствует лучшему разрых-
лению и большей скорости транспортирова-
ния его вдоль деки стола.
Разработаны конструкции столов с воз-
вратно-поступательным движением деки в ее
плоскости и с амортизатором, о который она
ударяется в конце хода вперед.
Некоторые параметры концентрационных
столов с подбрасыванием приведены в
табл. 1,57.
Пневматические с т о л ы (се-
параторы) применяют в СССР при обо-
гащении углей. Они могут применяться и
для сухого обогащения руд.
Пневматический сепаратор ОСП-100 пока-
зан на рис. 1.60.
Подвижная дека сепаратора, совершаю-
щая возвратно-поступательные движения,
разделена в продольном направлении на
четыре поля. Каждое поле покрыто раш-
пильным ситом с отверстиями размером
Рис, 1.60. Пневматический сепаратор ОСП-100;
I — подвижная дека: 2 — опоры; 3 — поле Деки;
4 — рифли; 5 — рукав для подвода воздуха;
6 — приводной механизм
100
1,5—3 мм. Вместе с ситом на деке крепят
рифли. Для удержания на деке слоя мате-
риала определенной высоты по бортам ее
устанавливают бортовые (в продольном на-
правлении) и лобовые (в поперечном направ-
лении) рифли. К каждому полю деки по ру-
кавам подводят сжатый воздух. Расход воз-
духа регулируют дроссельными заслонками.
Исходное питание поступает в головную
часть деки.
Поток воздуха, подаваемый снизу под слой
материала, разрыхляет его, создавая условия
для расслаивания частиц по плотности. В се-
параторах других конструкций воздух по-
дают прерывисто, сообщая среде пульсацию.
В результате расслаивания легкая фракция
находится в верхней части слоя и благодаря
поперечному уклону деки перемещается
в приемные желоба. Тяжелая фракция на-
ходится в нижней части слоя и под действием
возвратно-поступательных движений деки
транспортируется вдоль нее. Рифли, напра-
вленные вдоль деки, препятствуют сносу
частиц тяжелой фракции в поперечном на-
правлении. Удаление тяжелой фракции
с деки происходит с торцовой части.
Техническая характеристика некоторых
пневматических сепараторов приведена
в табл. 1.58.
Основными недостатками пневматических-
сепараторов являются неравномерное рас-
пределение воздуха и материала по площади
деки, прорывы слоя материала и перемеши-
вание расслоившихся фракций и худшие тех-
нологические показатели по сравнению с ги-
дравлическими концентрационными столами.
Эффективность обогащения на пневмати-
ческих сепараторах выше, чем на пневма-
тических отсадочных машинах.
При эксплуатации пневматических сепа-
раторов возникают дополнительные трудно-
сти, связанные с необходимостью пылеулав-
ливания.
Преимуществом пневматических сепара-
торов являются отсутствие потребности
в воде, получение сухих продуктов, более
низкая стоимость переработки руды и мень-
шая энергоемкость.
§ 4. Практика работы
концентрационных столов
Примеры применения концентрационных
столов на обогатительных фабриках СССР,
перерабатывающих различные руды, приве-
дены в табл. 1,59—1.64.
Таблица 1.59
Технологические показатели обогащения вольфрамовой * руды
на столах CK.M-I
Режим работы стола Крупность литания, мм Продукт Выход, % Содср- жание WOs. % Извле- чение wos, %
Ход деки, мм Частота коле- бан и й деки. мин-1 Пронз- води- тель- ность, т/ч
18 270 1,32 —3+0,2 Концентрат Промпродукт I Промпродукт II Хвосты Питание 2,9 2,4 22,0 72,7 100,0 15,70 3,18 0,30 0,14 0,69 64,9 10,9 9,5 14,7 100,0
15 250 1,19 —3+0,2 Концентрат Промпродукт I Промпродукт II Хвосты Питание 2,0 26,0 72,0 100,0 5,34 0.24 0,09 0,24 45,7 27,2 27,1 100,0
15 310 0,74 —0,5+0,04 Концентрат Промпродукт I Промпродукт 11 Хвосты Питание 2,3 12,6 85,1 100,0 10,84 1,36 0,11 0,52 48,7 33,3 18,0 100,0
12 330 0,61 —0,5-0,04 Концентрат Промпродукт I Промпродукт II Хвосты Питание 3,8 4,4 26 2 65,6 100,0 10,35 5,77 0,27 0.10 0,80 50,7 32,4 8,5 8,4 100.0
* Вольфрамсодержащий минерал — гюбнерит (крупность частиц —2,04-0,01 мм).
101
Таблица 1.60
Технологические показатели обогащения на столах ЯСК-1 первой фракции
гидравлической классификации оловосодержащей руды (Хрустальненский ГОК)
Режим работы стола Гранулометриче- ская характерис- тика питания Продукт Выход, % Содержание олова, % Извлечение олова, %
Класс, мм * Вы- ход, %
Ход деки 17 мм; частота колеба- ний деки 275 мин’1; расход смывной воды 2 м3/т; производи- тельность 3,1— 4,5 т/ч; потребляе- мая МОЩНОСТЬ 1,63 кВт -3+2 —2^1 — 1 1 0,45 —0,45+0,25 —0,25 6,7 24,4 53,3 11,1 4,5 Концентрат Промпро- дукт Хвосты Питание 3,3—12,0 26,0-34,1 62,0—62,8 100 7,7—16,2 0,21—0,37 0,13-0,14 0,6—1,2 71,6-81,3 7,7—16,7 11,0—12,7 100
Основная масса частнц касситерита имеет размер
—1,54*0,04 мм.
Таблица 1.61
Технологические показатели обогащения руды * редких металлов
на концентрационных столах СК-22
Режим работы стола Крупность питания, мм Продукт Вы- ход, % Содер- жание полез- ного компо- нента, % Извле- чение, %
Ход деки, мм Ч астота колеба- ний деки, мин-1 Произ- водн- тель- иость, т/ч
18-20 300 8—10 —2+0,8 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 25 50 25 100 15 2 1 5 75 20 5 100
18—20 300 6—8 —0,8+0,6 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 15 18 67 100 36,0 2,5 1,0 6,5 82,7 6,9 10,4 100,0
.14—16 330 5—6 -0,8+0,4 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 9 25 66 100 33.0 1,8 1,0 4,1 72,6 11,0 16,4 100,0
16 350 4-5 —0,4-0,2 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 15 63 32 100 10,0 1,7 0,7 2,8 53,7 38,3 8,0 100,0
16 350 3—3,5 —0,2—0,1 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 8 62 30 100 7.5 0,5 0.2 1,0 61,8 32,0 6,2 100,0
16 350 2—2,5 —0,20 |-0,074 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 9 64 27 100 5,0 1,0 0,5 1,2 36,8 52,2 11,0 100,0
* Плотность полезного компонента 4,8 г/см3, плотность пустой породы 2,7 г/см3.
102
'Г а б л и ц л 1.62
Технологические показатели обогащения оловосодержащей руды на столах С КО-15, %
Режим работы стола Класс, мм Питание Концентрат X восты
Вы- ход Содер- жание Sn Распре- деление Sn Вы- ход Содер- жание Sn Извлечение Вы- ход Содер- жание Sn Извлечение
от пита- ния от клас- са от пита- ния от клас- са
Ход деки 10 мм; частота +0,2 0,4 0,18 0,14 0,13 0,21 0,05 37,92 0,28 0,16 0,09 62,08
колебаний деки —0,2+0,074 29,2 0 10 5,66 3,80 0,38 2,77 49,45 25,69 0,06 2,89 50,55
310 мин"1; производитель- ность 0,72 т/ч —0,074+0,040* 64,7 0,72 90,33 21,89 1,73 72,61 81,28 44,47 0,20 17,72 18,72
—0,040-j-0,018* - 2,5 0,44 2,13 0,47 0,70 0,63 28,00 2,06 0,38 1,50 72,00
—0,018 * 3,2 0,28 1,74 0,11 0,42 0,09 5,16 3,10 0,21 1,65 94,84
Исходный 100,0 0,52 100,0 26,40 1,50 76,15 — 73,60 0,17 23,85 -—
Класс выделен седиментацией по скорости осаждения кварца.
Таблица 1.63
Технологические показатели обогащения руды * редких металлов на концентрационных столах типа СКО
Тип стола Режим работы стола Гранулометрический состав питания Продукт Выход, % Содержание полезного компонента, % Извлече- ние, %
Ход деки, мм Частота колебаний, мин-1 Производи- тельность, т/ч Класс, мм Выход, %
СКО-15 14—16 330 2,5—3,0 -2+1 — 1+0,4 —0,4+0,16 —0,16+0,07 1,41 30,75 51,48 16,36 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 13,0 33,0 54,0 100,0 5,0 0,6 0,4 1,06 61,1 18,6 20,3 100,0
СКО-22 14 300 1,0—1,8 ' —0,8+0,4 —0,4 + 0,15 —0,15+0,07 —0,07 7,0 44,0 7,0 42,0 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 30,0 50,0 20,0 100,0 82,0 33,0 24,0 45,9 53,6 35,9 10,5 100,0
СКО-ЗО 12—14 330 1,0—1,5 —0,2+0,07 100,0 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 10,0 44,0 46,0 100.0 8,0 0,8 0,6 1,4 56,0 24,6 19,4 100,0
* Плотность полезного компонента 4,8 г/см3, плотность пустой породы 2,7 г/смэ.
Таблица 1.64
Технологические показатели обогащения оловосодержащей руды
на столе «Холман»
Характеристика питания
Режим ра- боты стола Класс, мм Выход, 1 % 1 1 Содср- жанис I Sn. % ; Распре- ; деление Sn. % Произвол! тельность, кг/ч Продукт Выход, % Содержа- ние Sn, а,\ Извлече - нгге, %
Ход деки 12 мм; ча- стота коле- баний +0,1 —0,1+0,074 —0,074+0,044 —0,044+0,015 —0,015 Исходный 2,4 4,7 62,3 29,2 1,4 100 0,10 0,12 1,10 1,08 0,64 1,02 0,2 0,6 67,3 31,0 0,9 100,0 203 Концентрат Хвосты 11итапие 12,3 87,7 100,0 7,80 0,14 1,08 88,7 11.3 100,0
280 мин"1; •содержание твердого в Питании 15—20 % *(по массе) 314 Концентрат Хвосты Питание 5,1 94,9 100,0 16,71 0,22 1,06 80,3 19,7 100,0
360 Концентрат Хвосты Питание 4,7 95,3 100,0 8,43 0,16 0,55 72,3 27,7 100,0
400 Концентрат Хвосты Питание 7,0 93,0 100,0 10,20 0,34 1,03 69,3 30,7 100,0
538 Концентрат Хвосты Питание 3,9 96,1 100,0 5,71 0,30 0,51 43,7 56,3 100,0
Глава 6
Обогащение на шлюзах
§ 1. Процесс обогащения
на шлюзах
Шлюз представляет собой желоб прямоуголь-
ного сечения с параллельными бортами, на
дно которого укладываются улавливающие
покрытия (жесткие трафареты или мягкие
коврики), предназначенные для удержания
осевших частиц тяжелых минералов. Для
обогащения тонких классов (—0,15 мм) при-
меняются также специальные шлюзы без
тр афа ретов,
В текущем по наклонной поверхности шлю-
за потоке пульпы происходит расслаивание
твердых частиц по плотности и крупности
в соответствии с закономерностями, изло-
женными в § 3, гл. 1. Улавливающие покры-
тия дна, с одной стороны, задерживают опу-
стившиеся частицы, с другой стороны, спо-
собствуя вихреобразованию, их взмучивают.
На дне шлюза образуется движущаяся по-
стель, в которой происходит расслаивание
материала по плотности.
Для эффективного обогащения на шлюзах
необходимо создание условий, обеспечиваю-
104
щих транспортирование через всю длину
самых крупных частиц пустой породы, раз-
рыхление придонного слоя частиц, осажде-
ние на дно частиц полезного (тяжелого)
минерала минимальной для обогащаемого
материала крупности. Указанные условия
определяются параметрами потока (высота,
скорость, содержание твердого) и улавли-
вающих покрытий (тип, материал, интер-
валы между выступами), а также длиной же-
лоба и физическими характеристиками ча-
стиц полезных компонентов и пустой породы
(крупность, плотность, форма).
Материал на шлюз подают непрерывно
до тех пор, пока ячейки трафаретов не за-
полнятся преимущественно частицами тя-
желых минералов. После этого загрузку ма-
териала прекращают и производят сполоск
шлюза. Сначала на шлюз подают только воду
для удаления оставшихся в верхнем слое
легких минералов. Затем количество воды
уменьшают и приступают к снятию трафаре-
тов, тщательно смывая с них накопившийся
материал. Этот материал перемещают дере-
вянными или железными гребками вверх по
дну шлюза для повторного удаления части
пустой породы. Крупные куски породы,
камни и галю выбирают вручную и удаляют
в отвал. Оставшийся на дне шлюза концен-
трат смывают в отдельный приемник и на-
правляют в доводочные аппараты, устанавли-
ваемые обычно вблизи шлюзов.
Как правило, сполоск производят раз-
дельно для головной части шлюза, где осе-
дает основное количество извлекаемого ми-
нерала, через небольшие промежутки вре-
мени и значительно реже с остальной части
шлюза.
На шлюзах с неподвижной рабочей поверх-
ностью интервал между слолосками изме-
няется в пределах от нескольких часов до
10—15 дней в зависимости от свойств обога-
щаемого материала, его крупности и содер-
жания тяжелой фракции.
На шлюзах с движущейся рабочей поверх-
ностью сполоск производят периодическим
поворачиванием шлюзов (различными спо-
собами) и смыванием осевшего материала
водой или постоянным смыванием водой
(шлюзы с движущейся лентой).
§ 2. Технологические
и конструктивные
параметры шлюзов
К основным технологическим и конструктив-
ным параметрам- шлюзов относятся параме-
тры потока, желоба и улавливающих покры-
тий. Они определяются в основном по прак-
тическим данным и полуэмпирическнм фор-
мулам.
Скорость потока и разжи-
жение пульпы выбираются в зави-
симости от максимальной крупности кусков
материала (табл. 1.65).
Минимальную высоту по-
тока пульпы h (мм) на шлюзах
определяют из выражения
h= ad, (1.95)
где а — коэффициент, зависящий от разме-
ров кусков материала (см. табл. 1.65); d--
наибольший размер кусков, мм.
Общую ширину шлюзов В (м)
находят по заданной объемной производи-
тельности из соотношения
B-Q.W1 (1.96)
где Q — объемная производительность (рас-
ход пульпы), м3/с; v—скорость потока
пульпы, м/с; h—высота потока, м.
Расход пульпы протекающей через шлюз,
определяют с учетом разжижения питания из
соотношения
Q = q (1 + Х)/рт, (1-97)
Таблица 1.65
где q — количество твердого, поступающего
на шлюз, т/с; рт — плотность твердого, т/му;
К — разжижение пульпы Ж : Т (по объему)„
которое находят по табл. 1.65.
Практически ширина одного шлюза колеб-
лется от 0,4 до 1,5 м, чаще в пределах 0,6—
0,8 м. Если значение В превышает указан-
ные величины, устанавливают несколько-
параллельно работающих шлюзов.
Уклон шлюза i находят по формуле
i=-^/C2P, (I.9&
где v—скорость потока, определяемая па-
формуле (1.21), м/с; С —коэффициент, опре-
деляемый по формуле (1.23), м1^1 -с-1; R —
гидравлический радиус потока, определяе-
мый по формуле
П_ И
* 1+2Л/В*
Коэффициент шероховатости у' в формуле
(1.23) для определения С в зависимости от
типа трафарета приведен в табл, 1.66.
В таблице 1.67 приведен рекомендуемый
диапазон уклона различных участков шлюза
по его длине в зависимости от промывистости
песков. В среднем при обогащении золотых
россыпей угол наклона шлюзов составляет
0,10—0,12, при обогащении оловянных рос-
сыпей 0,08—0,10.
Длина шлюза определяется усло-
вием попадания в донный слой между тра-
фаретами извлекаемых тяжелых частиц и
удержания их. С увеличением длины шлюза
извлечение полезного (тяжелого) компонента
увеличивается по экспоненциальной зависи-
мости [26], что обусловливает следующую
зависимость между длиной шлюза / и извле-
чением частиц;
l = W In [1/(1 — e)J, (1.100)
где ki — коэффициент, уменьшающийся
с уменьшением гидравлической крупности
(скорости падения) частиц и определяемый
экспериментально (для мелких частиц
&1 ~ где гсв ~ скорость свободного
падения частиц в воде, d — размер частиц).
Минимальная длина шлюзов глубокого
наполнения для обогащения золотосодер-
жащих песков составляет 20 м, шлюзов мел-
кого наполнения — 6 м, для оловосодержа-
щих песков — соответственно 30 и 10 м.
Улавливающие покрытия
шлюзов. В качестве трафаретов исполь-
Параметры для расчета шлюзов в зависимости от крупности материала
Параметры Максимальная крупность материала, мм
6 — 12 12-25 25—30 50-100 100—200 Более 200 ,
Ж : Т (по объему) Скорость потока, м/с Коэффициент а 8—10 1,2—1,6 2—2 2 ЧГф- о 1 1 1 —— ©со ю 12—14 1,6—2,0 1,5—1,7 14—16 1,8—2,2 1,3—1,5 16—20 2,0—2,5 1,2—1,3 16—20 2,5—3,0 1,0—1,2
105
Таблица 1.66
Значения коэффициента шероховатости
при различных наполнениях шлюза
м мм Коэффициент ше- роховатости у'
Трафа- реты из угло- вой стали Сукно С пан- цирной сеткой
0,005 5 1,880
0,010 10 — 0,780
0,014 15 0,397 0,615
0,018 20 0,360 0,534
0,023 25 0,350 0,500
0,028 30 0,344 0,490
0,031 35 0,335 0,485
получают распространение трафареты с эла-
стичным уплотнением.
Трафареты всех типов и цельнотянутые
решетки крепят плинтусами, которые при-
бивают гвоздями в деревянных желобах или
затягивают при помощи клиньев и уголков,
закрепленных на бортах желобов. Торцы и
каменную кладку укладывают поперек шлю-
за и после каждого ряда для закрепления
устанавливают брус или доску, которую
крепят к бортам или днищу шлюза.
Высота планок трафаретов обычно состав-
ляет в шлюзах 50—55 мм, в подшлюзах
25—30 мм. Расстояние между планками со-
ставляет для шлюзов 90—150 мм, для под-
шлюзов 25—30 мм.
При обогащении мелких песков и тонко-
измельченных руд применяют ворсистые
игл юзы без трафаретов. Покрытием шлюзов
в этих случаях служат маты, изготовленные
из различных растительных волокон, кор-
дероя, плюша, холста, войлока, шерсти,
рифленой резины ц др.
.зуют металлические решетки, деревянные
торцы, камни и рельсы. Предпочтение во
всех случаях следует отдавать металличе-
ским трафаретам с наибольшей площадью
живого сечения.
Деревянные торцы, камни и рельсы при-
меняют при крупном питании и необходимо-
сти дополнительной дезинтеграции. Эти тра-
фареты обладают высокой износоустойчиво-
стью, но требуют больших затрат времени
на установку и съемку при сполоске. Обычно
их устанавливают в хвостовой части гидра-
влических шлюзов, на которых сполоск
'производится редко, а выход осадка за счет
уменьшения живого сечения может быть
существенно сокращен.
Цельнотянутые решетки используют для
армирования дражных шлюзов и подшлюзов,
иа которых обогащается материал мельче
15 мм. В этом случае на днище шлюзов укла-
дывают вначале резиновые коврики или маты
с сукном. С целью исключения износа мягких
покрытий и повышения эффективности ме-
таллических трафаретов в последнее время
Таблица 1.67
Уклон шлюзов
Участок шлюза Легкий грунт Тяжелый грунт
Дли- па, м Уклон Дли- на, м Уклон
Первый (голов- ной) 9 0,11 — 0,14 9—12 0,15— 0,18
Второй 20—25 0,08— 0,1 25-35 0,10- 0,12
Третий 20—25 0.06— 0,08 25 0,08— 0,09
§ 3. Конструкции шлюзов
Для обогащения руд и песков применяют два
основных класса шлюзов: с неподвижными
и движущимися рабочими поверхностями.
Ш л Юз ы с неподвижной ра-
бочей поверхностью по своему
назначению разделяются на гидравлические,
приборные (головные, протирочные и под-
шлюзки), дражные, доводочные и специаль-
ные. Общая характеристика шлюзов ука-
занных типов приведена в табл. 1.68.
Различают шлюзы глубокого на-
полнения (высота потока больше 30—
40 мм) для обогащения материала крупнее
20 (16) мм и шлюзы мелкого напол-
нения для обогащения материала мельче
20 (16) мм.
Одним из видов доводочных шлюзов яв-
ляется вашгерд (рис. 1.61) — короткий
широкий шлюз, устанавливаемый с укло-
ном 0,01—0,02. В головной части вашгерда
имеются две перегородки, одна не доходит
до Дна, другая —до верха бортов. В про-
межуток между первой перегородкой и стен-
кой вашгерда подают воду, которая перели-
вается через вторую перегородку и равно-
мерно растекается по днищу вашгерда.
Материал загружают в головную часть аппа-
рата и перегребают гребками.
Среди специальных шлюзов для обогаще-
ния мелких фракций чаще всего применяются
ворсистые шлюзы, представляющие
собой короткие (2—3 м) широкие (0,8—
1,2 м) желоба, дно которых покрыто сукном
или каким-либо другим ворсистым мате-
риалом, иногда резиновыми ковриками,
пульпа на эти шлюзы подается слоем 3—5 мм.
Для удержания ткани используют сетки
с крупными отверстиями или металлические
рейки. Когда ткань заполнится концентра-
том, сс снимают со шлюза и тщательно про-
мывают в специальном чане. С 1 м2 различ-
406
Таблица 1,68
Общая характеристика шлюзов с неподвижной поверхностью
Тип шлюза Область применения, назначение Длина, и Ширина, м Уклон Наполнение (высота потока), м
Гидравли- ческий * Гидр аил ическая р аз р а- ботка россыпей 100—150 0,45—0,8 0,05—0,12 0,4—0,5
Приборный Механическая разра- ботка россыпей 25—30 0,7-1,0 0,08—0,12 0,03—0,12
Г олонной Для улавливания само- родков и крупного зо- лота 2—10 0,7—1,0 0,12—0,20 0,10—0,15
Протирочный Для ручной дезинте- грации песков 10—15 Опр еде - । ляется объемом пульпы 0,06—0,08 0,10—0,15
Подшлюзок ** Для обогащения мел- ких фракций песков <10 0,6—0,8 0,10—0,12 0,03
Дражный На драгах 4,5—6,5 0,6 0,10—0,12 0,03—0,12
Доводочный Для обработки концен- тратов основных шлю- зов <3 0,4—0,6 0,06—0,12 0,01—0,03
Специаль- ный *** При промывке разве- дочных проб, опробо- вании отвалов и др. 2—3 0,8-1,2 0,003—0,005
* Устанавливается на грунт или на эстакаде из звеньев длиной по 3 — 4 м.
•* Устанавливается после головных шлюзов параллельно по 3 — 8 шт.; подача питания через
решета.
*♦* Дно покрывается ковриками или тканью, удерживаемой сеткой с крупными отверстиями
(ворсистые шлюзы).
ных покрытий за один сполоск снимают
следующее количество концентрата, кг:
Парусина................... 0,4—0,6
Вельвет.................... 0,8—1,2
Половик плотный............ 1,0—1,2
Рифленая резина............ 1,6—2,0
Кордерой................... 1,4 - 1,8
Плис....................... 1,6—2,0
Грубое сукно............... 2,0—2,5
Войлок..................... 2,5—3,0
Рис. 1.61. Вашгерд:
J — перегородка; 2 — желоб
На основе перечисленных типов шлюзов
для обогащения россыпей созданы и приме-
няются в основном два вида промы-
вочных приборов: скрубберные и
гпдроэлеваторные (землесосные).
Технические характеристики скрубберных
промывочных приборов, получивших наи-
большее распространение в Магаданской
области и Якутской АССР, приведены
в табл. 1.69, а гндроэлеваторных —
в табл. 1.70.
Основными аппаратами в скрубберных
промывочных приборах являются дезинтегра-
торы (скрубберы) и шлюзы. В передвижном
промывочном приборе МПД-2 (рис. 1.62)
пески подаются в бункер бульдозером или
скреперной лебедкой, а затем поступают
в скруббер, где разрыхляются и разделяются
на классы 4-30 и —30 мм. Крупная галя на-
правляется в отвал, а класс —30 4- 0 мм —
на шлюзы. На приборах МПП-I п МПД-4
имеются головные шлюзы. Прибор
ПКС-1-700 оборудован более тяжелым
скруббером, который может принимать пе-
ски с максимальным размером валунов до-
600 мм. Он оборудован системой грохотов,
обеспечивающих получение трех фракций
песков, а также мощным конвейером для-
подачи песков и стакером для уборки гали..
Промывочный прибор ПКС-1-1200 аналоги-
чен ПКС-1-700, но мощнее его и дополни-
тельно оборудован отсадочной машиной.
Гидроэлеваториые и земле-
с о с и ы е промывочные прибора характе-
107
Таблица
Техническая характеристика бфубберных металлических разборйо-йерейбСйых
промывочных приборов
Параметры МПД-2 МПД-6 МПП-1 мп д-з МПД-4 МПД-5 П КС-1-700 ПКС-1-1200
Производительность, м3/ч 20 20 20 40 30 40 35 60
Расход воды-' л/с 50 50 50-80 120 80 80—130 120 120
Тип бункера Скреперно- погрузоч- ный Завалоч- ный люк Б БК-Н1-800 Бульдозер- ный пита- тель ББК-1 П-800 Б БК-11 ББК-111-800 ББК-П-М
Тил конвейера Эстакадный — тешм Эстакадный тешм тешм КППШ-11-800 КППШ-11-800
Длина конвейера, м 21 — 50 85 70 82 70 108
Тип скруббера Эфельные шлюзы: Б-1948г Б-1948г Б-1948г ДС-53 ДС-53 ДС-55 АСК-700 АСК-1200
количество секций 2 2 2 2 2 2 2 4
ширина секции, м 0,72 0,72 0,72 0,72 0,72 0,72 0,72 0,72
рабочая длина, м 13,5 12,4 12,4 13,7 12,4 12,0 11,2 9,6
Самородкоулавлива- ющий шлюз Нет Нет Есть Есть Есть Есть Есть Есть
Длина галечного ста- кера, м 8,8+18,0 27,7 36,6 16,0 44,7 36,3 43,7 44.0
Ширина ленты, м 0,5 0,65 0,60 0,60 0,60 0,60 0,65 0,80
Установочная j мощ- ность, кВт 58 17,5 37 57 48 62 70 113
Насосная станция, тип 6НК 6НК 6НК/6НДВ 8НК 8НК 6НДВ/8НДВ 8НДВ 8НДВ
Мощность электро- двигателя, кВт 20 20 20/55 40 40 55/75 75 75
Общая масса, т 28,7 16,3 31,5 46,0 35,0 43,4 43,5 69,5
Т а б л и ца 1.70
Техническая характеристика гидроэлеваторных промывочных приборов
Параметры пгш-пьзо ПГШ-11-50 ПГШ-П-75 ПГБ-1000
Производительность, м3/ч 30 50 75 70
Расход воды, л/с 140 240—300 330 300
Тип гидровашгерда В Г-1-800 В Г-11-1200 ВГ-И-1200 ВГ-П-1200
Размер перфорации, мм 70-40 120—40 120—40 120—40
Высота подъема пульпы, •м 11—16,5 11,5—17 14,5—16,5 11,5—17
Диаметр пульповода, мм 250 350 400 350
Длина пульповода, м 20 23 23 23
Размеры шлюза глубокого наполнения 0,72X26,8X0,5 1,0X26,8X0,5 1,25Х 28X0,5 1,0X6,0X0,5
Уклон sin а 0,10—0,12 0,10—0,12 0,10—0,12 0,123
Тип насосной станции АН-1-1 ОД-6 АН-Н-12НДС АН-П-12НДС АН-П-12НДС
Мощность электродвига- теля, кВт 125 190 250 190
Примечание. Для прибора ПГБ-1000: размер барабанного грохота
длина галечного стакера 44 м, число секций подшлюзков 6, ширина секций 0,72
D X £ = 1,5 X 4 м;
м. длина секций 6,5 м
ризуЮтся гидравлическим способом дезин-
теграции и подачи песков на обогатительное
устройство. При землесосной подаче горная
масса размывается на грохоте бункера; под-
решетный продукт крупностью 100—120 мм
землесосом подается на обогатительный
прибор с двухстадиальной схемой обогаще-
ния, состоящий из шлюзов глубокого напол-
нения и подшлюзков.
Гидроэлеваторные промывочные приборы
бывают как с од иостад иальной схемой обо-
гащения. так и с двухстадиальной.
Шлюзы с движущейся рабочей
поверхностью (механические) де-
Рис. 1.62. Промывочный прибор МПД-2:
1 — скреперная лебедка: 2 — конвейер; 3 —
скру.ббер-бутара; 4 — шлюзы; 5 — землесос; 6 —
пульпопровод; 7 — распределитель воды; 5 —
центробежный насос; 9 — хвостовой блок; 10 —
скрепер; 11 — вагонетка
лятся на три вида: с периодически поворачи
вающимися желобами для осуществления
автоматического сполоска; с подвижным ре-
зиновым покрытием; вибрационные. Первые
два вида шлюзов используются на драгах.
К шлюзам с периодически переворачиваю-
щимися желобами относятся: металлический
подвижной шлюз ШМС, поворачивающиеся
шлюзы и опрокидывающийся шлюз Медве-
дева — Наумова.
Металлический подвиж-
ной шлюз состоит из нескольких шлю-
зов с неподвижном рабочей поверхностью,
смонтированных на двух бесконечных цепях,
натянутых на звездочки, укрепленные на
валах. Движение шлюзов осуществляется
с помощью электродвигателя. Вода для споло-
ска подается под напором из оросительной
трубы при огибании желобом звездочки.
Шлюзы эксплуатируются на драгах Восточ-
ной Сибири. Их недостатками являются
109
Рис. 1.63, Шлюз с подвижным резиновым покры-
тием
Рис. 1.64. Схема шлюза «Б ар тле с-Моз ли» с ор-
битальным движением дек:
о — положение для концентрации; б — положе-
ние для Сполоска; / — пакеты по 20 дек в каждом;
2 — трос подвески дек; 3 — груз дебаланса для
придания декам орбитальных колебаний; 4 —
приемник концентрата; 5 — приемник хвостов
большая металлоемкость и невозможность
размещения в два яруса.
Поворачивающиеся (опро-
кидные) шлюзы состоят из двух же-
лобов, симметрично расположенных отно-
сительно горизонтальной плоскости и перио-
дически поворачивающихся вокруг оси.
Верхний шлюз — рабочий, в то время как
с находящегося внизу производится смыв
концентрата. Поворачивающиеся шлюзы при-
меняются на 380-литровых драгах в качестве
доводочных.
Техническая характеристика
поворачивающихся (опрокидных)
металлических шлюзов
Параметры ШОМ-3,5 ШОМ-5
Длина, мм 3500 5000
Ширина, мм ... 1140 1320
Рабочая площадь, м2 2,7 3,8
Масса, т 1,28 1,6
Опрокидываю щи йс я шлюз
Медведева — Наумова имеет Два
желоба шириной 0,6 м и длиной 3,1 м,
с общей боковой стенкой. С помощью си-
стемы рычагов желоба периодически повора-
110
чиваются вокруг горизонтальной поперечной
оси приблизительно на 90°. При этом произ-
водится смыв концентрата.
Шлюз с подвижным резино-
вым покрытием (ленточный
шлюз) (рис. 1.63) снабжен движущейся
бесконечной прорезиненной лентой. Наклон
ленты регулируют. Материал загружают на
верхнюю ветвь ленты, которая движется
навстречу течению пульпы. Легкая фракция
смывается водой и разгружается у нижнего
барабана, а осевшая на ленту фракция смы-
вается с помощью оросителя после того, как
лента обогнет ведущий барабан.
Вибрационные многодеч-
ные шлюзы применяются на обогати-
тельных фабриках для извлечения тяжелых
минералов из тонкоизмельченных продуктов,
(мельче 0,071 мм). Наибольшее распростра-
нение получил автоматический много-
дечпый шлЮз с орбитальным
движением дек кБартлес-Мозли»,
разработанный фирмой «Бартлес» (Велико-
британия) [61]. Шлюз (рис. 1.64) состоит из
двух пакетов (по 20 шт.) параллельных
гладких дек, размером 1200Х 1500 мм, изго-
товленных нз стекловолокна и полиэфирных
смол, с небольшим расстоянием между ними,
наклоненных в рабочем положении под не-
большим углом (от 0 до 3°) к горизонтальной
плоскости. Деки подвергаются орбиталь-
ным колебаниям в своей плоскости, произ-
водимым дебалансным вибратором, располо-
женным между пакетами. Питание, содержа-
щее около 10 % твердого, подается парал-
лельно иа все деки в течение некоторого про-
межутка времени (например, 5 мин), после
которого подача питания прекращается и
производится сполоск концентрата, осев-
шего на деках. Для этого угол наклона дек
увеличивается до 45° и одновременно на
каждую из них подается смывная вода. После
окончания сполоска подача воды прекра-
щается и деки возвращаются в первоначаль-
ное положение, после чего процесс повто-
ряется. Все операции (подача и отключение
питания, смывной воды, поворачивание дек)
производятся автоматически.
Техническая характеристика
шлюза «Бартлес-Мозли»
Количество дек, шт. . .
Размер деки (ширинах
Xдлина), мм...........
Общая площадь дек, м2
Материал:
дек...................
подводящих и распре-
делительных уст-
ройств .............
Толщина листа деки, мм
Расстояние между дека-
ми, мм ... ...........
Частота орбитальных
колебаний, мин-1 . . .
Масса грузов дебалан-
са, кг ...............
Амплитуда колебаний,
мм....................
Мощность электродви-
гателя, кВт...........
Угол наклона дек, гра-
дус:
для накопления осад-
ка .................
для сполоска ....
Продолжительность:
накопления осадка,
мин ................
сполоска, с ........
Избыточное давление
воздуха в системе авто-
матического регулиро-
вания, кПа............
Габариты шлюза:
ширинах длинах вы-
сота, мм ...........
Высота подрамника, мм
Производительность по
пульпе, м3/ч .........
40
1200X1500
72,0
Стекловолокно на
эпоксидной смоле
Пластмасса, эла-
стичная резина
1,5
12,7
200—250
1—7
0,4—0,8
0,5
0—3
45
0-36
0—72
4,2
1829X2527X2820
686
До 27,0
Степень концентрации на шлюзе «Барт-
лес-Мозли» составляет 2,5—4. Поэтому шлюз
применяется лишь для предварительной
концентрации материала. Концентрат
шлюза дорабатывается на шламовых концен-
трационных столах (обычно на столах Хол-
мана) или на концентраторе «Бартлес-Кросс-
белт».
Достоинством шлюза является высокая
(с учетом крупности обогащаемого материала)
производительность, составляющая 2,2—
2,5 т/ч по твердому.
В Советском Союзе разработаны аппараты
аналогичной конструкции — КШДО-72 (из-
готовитель — завод «Труд»).
концентрата
Желода. промежуточ-
ного и исходного про-
дуктов / \
Желод смыв
ной Зады
Рис. 1.65. Принципиальная схема концентратора
< Бартлес- Кроссбелт»
Концентратор «Бартлес
Кроссбелт» (рис. 1.65) разработан
фирмой «Бартлес» (Великобритания) для
доводки концентратов шлюзов «Бартлес-
Мозлн», Он представляет собой шлюз с дви-
жущейся бесконечной лентой, которой до-
полнительно сообщаются орбитальные коле-
бания в горизонтальной плоскости от деба-
лансного вибровозбудителя, расположенного
под лентой. Лента имеет поперечный наклон
(1—3°) и проходит через два барабана и на-
тяжные ролики. Оси вибровозбудителя распо-
ложены ближе к оси ведущего барабана, что
обеспечивает различие в амплитуде вибраций
вдоль ленты (максимальные значения дости-
гаются в области выделения концентрата).
Питание подается в верхнюю крайнюю
часть ленты, как на концентрационном столе.
Пульпа стекает под уклон и одновременно
перемещается в продольном направлении
благодаря движению ленты. Под влиянием
вибраций легкие частицы пустой породы
взмучиваются и смываются водой, поступа-
ющей с питанием, в приемник хвостов. Остав-
шиеся на ленте частицы продолжают под-
вергаться орбитальным вибрациям и разде-
ляются по плотности. Дополнительно пода-
ваемая на ленту вода производит доводку
концентрата, разгружаемого в торце при
сходе ленты с барабана. Промпродукт может
быть подан насосом повторно на ленту аппа-
рата для перечистки.
В промышленном образце лента в попереч-
ном направлении наклонена в две стороны,
а питание подается в среднюю часть.
Техническая характеристика
концентратора « Бартлес- Кроссбелт»
Ширина ленты, мм................ 2400
Расстояние между осями бараба-
нов, мм......................... 2750
Рабочая площадь ленты, м2 . . . 6,6
111
Производительность, кг/ч .... 300—500
.Мощность электродвигателя, кВт:
для перемещения ленты ... 0,18
для сообщения ленте вибраций 0,18
Габаритные размеры, мм:
длина..................... 3454
ширина.................. 2666
высота.................. 2000
Масса, кг................. 1470
§ 4. Практика работы шлюзов
Показатели работы промывочных приборов
н драг, оборудованных шлюзами с неподвиж-
ными н подвижными рабочими поверхно-
стями, при обогащении золотосодержащих
россыпей приведены в табл. 1.71.
Результаты обогащения оловосодержащих
продуктов на фабрике «Раскроган» (Велико-
британия), перерабатывающей коренные
оловянные руды с тонкой вкрапленностью
касситерита на шлюзах с орбитальными
вибрациями «Бартлес-Мозли», приведены
в табл. 1.72. Выделенные на шлюзах грубые
концентраты подвергаются перечистке на
столе Холмана, в результате чего содержа-
ние олова в них повышается до 20%.
Типичные результаты обогащения оло-
вянной руды на концентраторе «Бартлес-
Кроссбелт» приведены в табл. 1.73.
Таблица^ 1.71
Извлечение золота различной крупности при промывке песков
на промывочных приборах различной конструкции, %
Крупность золота, мы пгш ПГБ-1-1000 МПД-4 МПП-1
Шлюз глубокого напол- нения Шлюз глубо- кого напол- нения Шлюз мелкого напол- нения Головной шлюз Эфельный шлюз Головной шлюз Эфельн ый шлюз
+20 98 98 75 75 17,5
—20+15 98,5 98,5 —. 75 17,5
— 15+10 99 99 — 75 25
—10+5 98 98 1 75 24 75 25
—5+2,4 96 75,5 24 75 25 75 25
—2,4+1,2 95,5 80 19,5 65 34 65 35
— 1,2+0,5 89 65,5 31 45 51 45 50
—0,5+0,2 78 47 40 35 55 35 52
—0,2 32 22 33 25 45 25 38
Таблица 1.72
Распределение олова по классам крупности и продуктам обогащения шламов
на шлюзах «Бартлес-Мозли» , %
Класс, мм Питание Кон центр ат Хвосты л t- I я ф ф с ф ± S! Н Q s и * Я'
Выход Содер- жание Sn щ d о-, to С О у ч 41 О у S о- =Сж Выход Содер- жание Sn Распре- 1 деле- 1 ние Sn Извлече- ние Sn от класса Выход Содер- жание Sn Распре- деление Sn
+0,053 2,1 0,23 1,10 6,1 0,34 1,8 87,4 1,0 0,07 о,з 1,48
—0,053+0,020 38,3 0,37 30,9 43,9 1,43 52,9 89,6 37,4 0,05 6,7 3,86
—0,020+0,010 30,7 0,54 36,0 38,6 1,15 37,4 54,3 28,6 0,33 34,5 2,13
—0,010+0,005 17,4 0,52 19,9 9,6 0,89 7,2 18,7 19,0 0,48 33,9 1,71
—0,005 11,5 0,48 12,1 1,8 0,48 0,7 3,2 14,0 0,48 24,6 1,00
Исходный 100,0 0,46 100,0 100,0 1,19 100,0 53,4 100,0 0,27 100,0 2,59
112
Таблица 1.73
Распределение олова по классам крупности н продуктам обогащения
мелкой оловянной руды на концентраторе «Бартлес-Кроссбелт», %
Класс, мм Питание Концентрат Хвосты я ? G ш сс Si 5 § §
Выход 1 Содер- I жание Sn Распре- деление Sn Выход ... .. - Содер- жание Sn » (U О £ а я с J О с; W о К О. <<л Извлече- ние Sn от класса Выход Содер- жание Sn 1 а, Я S с в о R ® 5 й В. tfC/J
-0,04 8,2 0,70 5,4 5,2 12,3 2,6 28,7 8,3 0,50 9,7 17,5
—0,044-0,02 24,4 1,15 26,6 26,1 29,3 31,2 70,3 24,3 0,35 19,8 25,5
—0,024-0,01 34,9 1,28 42,3 50,0 26,7 54,4 77,2 34,5 0,30 24,1 20,8
—0,014-0,005 14,8 0,96 13,5 17,9 15,4 11,3 50,2 14,7 0,49 16,9 16,0
—0,005 17,7 0,72 12,2 0,8 15,4 0,5 2,2 18,2 0,70 29,5 21,4
Исходный 100,0 1,05 100,0 100,0 24,4 100,0 60,1 100,0 0,43 100,0 23,2
Глава 7
Обогащение в желобах
§ 1. Процесс обогащения
в суживающихся желобах
Основным видом желобов, применяемых для
гравитационного обогащения, являются су-
живающиеся желоба.
Суживающиеся желоба являются устрой-
ствами непрерывного действия, предназна-
ченными для гравитационного обогащения
в слое жидкости, текущей ио наклонной пло.
скости.
Желоб (рис. 1,66) имеет плоское днище и
сходящиеся под некоторым углом боковые
стенки. Наиболее распространенные размеры
желобов следующие: длина 610—1200 мм,
ширина у загрузочного конца 230 мм, у раз-
грузочного — 25 мм, угол наклона 15—20°.
Пульпу с содержанием твердого 50—60 %
~о массе (25—30 % по объему) загружают
на верхний широкий конец желоба, и она
течет к узкому разгрузочному концу. Благо-
даря сужению желоба высота потока увели-
чивается от 1,5—2 мм у загрузочного конца
до 7—12 мм у разгрузочного.
Средняя скорость движения пульпы по
суживающемуся желобу зависит от объемной
производительности и находится в пределах
0,3—1 м/с. Характер движения потока изме-
няется от ламинарного в начале желоба
к турбулентному в конце его [14].
Вследствие высокого содержания твердого
в питании основным процессом, определяю-
щим разделение частиц в суживающемся
желобе, является сегрегация. Она допол-
няется процессом взмучивания частиц турбу-
лентными вихрями, поднимающими крупные
легкие частицы, расположенные в верхней
части придонного слоя, и выносящими из
придонного слоя частицы малой гидравли-
ческой крупности. В результате взаимодей-
ствия указанных процессов у конца желоба
в нижних слоях располагаются частицы боль-
шей плотности, а в верхних слоях — мень-
шей. Поэтому средняя скорость движения
тяжелых частиц меньше средней скорости
движения легких.
Мелкие частицы (меньше 0,05 мм для мине-
ралов плотностью 2,6— 2,7 г/см3) взмучи-
ваются турбулентными вихрями и распреде-
ляются равномерно по высоте потока. Вслед-
ствие этого такие частицы плохо обогащаются
на суживающихся желобах.
Днище разгрузочного конца желоба на-
выходе закруглено, поэтому нижние слои
потока, имеющие небольшую скорость дви-
жения, отклоняются вниз. Верхние же слои
потока, имеющие большую скорость движе-
ния, по инерции устремляются вперед. По-
скольку скорость потока недостаточна для
его разрыва, он растягивается, сужаясь-
в плане, что позволяет рассечь его специаль-
ными рассекателями на отдельные струи с раз-
личным содержанием тяжелых минералов
(концентрат, промпродукт, хвосты). В неко-
торых конструкциях расширение потока-
осуществляют дополнительно устанавливае-
мой наклонной плоскостью.
Сужение желоба, а также закругление дна
на конце его не являются принципиально
необходимыми для процесса разделения ча-
стиц на аппарате, они служат лишь средствами
Рис. 1.66. Схема суживающегося желоба:
1 — желоб; 2 — веер пульпы; 3 — делители; 4 —
закругление дна желоба
•увеличения толщины потока с целью более
-удобного его рассечения. При одинаковой
-удельной производительности на желобах
с параллельными и суживающимися стенками
получают практически одинаковые резуль-
таты. Однако при постоянной производитель-
ности на желобе с параллельными стенками
извлечение тяжелых минералов выше, чем
на суживающемся, вследствие увеличения
турбулентности на последнем (14],
Суживающиеся желоба применяют при
обогащении песков, главным образом россып-
ных месторождении, в которых полезные
минералы представлены мелкими свобод-
ными частицами, существенно отличающи-
мися по плотности от частиц породы. Их при-
меняют также на железорудных обогатитель-
ных фабриках и некоторых фабриках, пере-
рабатывающих коренные руды олова и ред-
ких металлов. Па суживающихся желобах
получают, как правило, черновые концен-
траты.
Преимущество суживающихся желобов
перед другими аппаратами для гравитацион-
ного обогащения являются высокая удель-
ная производительность, низкие капитальные
затраты, отсутствие движущихся частей.
К недостаткам этих устройств относятся
малая степень концентрации, возможность
работы только на плотной исходной пульпе,
резкое ухудшение показателей работы при
колебаниях объема и плотности питания. Это
вызывает необходимость введения перечисток
продуктов, применения оборудования для
.сгущения пульпы и ее транспортирования н
особенно четкой организации технологиче-
ского процесса. Поэтому целесообразность
применения этих устройств необходимо
определять в каждом конкретном случае
технико-экономическими расчетами.
§ 2, Основные параметры
суживающихся желобов
-Основными параметрами, определяющими
процесс разделения частиц на суживающихся
желобах, являются содержание твердого
в питании, уклон желоба и производитель-
ность. Пульпа должна поступать на аппарат
равномерно и иметь постоянное содержание
твердого (в пределах 50—60 %). Неравно-
мерность питания и изменения плотности
пульпы приводит к изменению высоты потока
и характера распределения частиц в нем.
Поэтому для обеспечения постоянства рас-
хода питание в желоба подают обычно из
бака с постоянным напором через пульподсли-
тель. Для поддержания постоянства плот-
ности питания иногда применяют струйный
зумпф [14].
Уклон желоба выбирают минимальным,
обеспечивающим прохождение пульпы по
желобу без заиливания. Для обогащения
руд угол наклона желоба составляет 15—20°.
Производительность суживающихся жело-
бов изменяется в зависимости от крупности
и минерального состава обогащаемых мате-
•риалов и находится в пределах 0,9—5,5 т/ч
114
на 1 м3 рабочей площади желобов. Суживаю-
щиеся желоба могут применяться не только
для гравитационного обогащения. Имеются
примеры промышленного применения их для
классификации строительного песка.
На суживающихся желобах можно допол-
нительно к разделению по плотности произ-
водить также флотацию минералов. Для этого
в пульпу загружают необходимые реагенты,
а в начальный участок желоба через пористое
дно подают воздух. При этом кроме обычных
продуктов на желобе выделяют еще пенный
продукт, содержащий флотируемые мине-
ралы.
§ 3. Конструкции аппаратов
Аппараты, конструкции которых основаны
на использовании суживающихся желобов,
можно разделить на две группы: аппараты,
состоящие из набора отдельных желобов
в различных компоновочных вариантах, и
конусные сепараторы, состоящие из одного
или нескольких конусов, каждый из которых
представляет собой как бы набор радиально
Таблица 1.74
Техническая характеристика струйных
концентраторов
Параметры СКГ-2М СКГ-ЗМ
А * Б •
Число желобов Размеры желобов, мм: 24 8 4
длина 1000 1400 1090
ширина в приемной части 250 750 400
ширина в разгрузоч- ной части 20 60 30
Число регулируемых щелей в днище желоба 5 7 5
Общая площадь жело- бов, м2 3,24 5,47
Пределы регулирова- ния угла наклона же- лоба, градус 15—20 15- -20
Содержание твердого в питании (по массе), % 45—60 50- -60
Производительность, 3—10 8- -25
Мощность вибратора, кВт Габаритные размеры, мм: 0,25 0,25
длина 2400 2500
ширина 1420 2050
высота 4065 4275
Изготовитель Новосибирский завод «Труд
* А — желоба для основной и перечистной
концентраций; Б—желоба для перечистки хвостов
Рис. 1.67. Струйный концентратор Гиредмета*.
1 — вращающийся пулыюделитель; 2 — кольце-
вой распределительный желоб с отсеками; 3 —
суживающийся желоб; 4 — коробка для сниже-
ния скорости потока и равномерного распределе-
ния пульпы по ширине желоба; 5 — винтовой
механизм для регулирования наклона желоба;
б ~~ ванна для концентрата, извлекаемого через
щели в днище желоба; 7 — приемная коробка
для продуктов обогащения; 8 — отсекатели
установленных суживающихся желобов
с общим днищем.
Из отечественных аппаратов к первой
группе относятся струйные концентраторы
Гиредмета, ко второй — конусные сепара-
торы Верхнеднепровского горно-металлур-
гического комбината.
Питание
Концентрат ХЗосты Промпродукт
Рис. 1.68. Конусный сепаратор Верхнеднепров-
ского горно- металлургического комбината*.
1 — пульподеликглс типа сегнерова колеса; 2 —
распределительный конус; 3 — перфорированная
кольцевая перегородка; 4 — рабочий конус; 5 —
суживающиеся клинья; 6 — отсекатели; 7 — вин-
товой узел для регулирования выхода продуктов
обогащения; 8 — сборный желоб; 9 — рама
Струйный концентратор
Г предмета СКС-2М (рис. 1.67) состоит
из 24 суживающихся желобов. На 12 жело-
бах верхнего каскада, расположенных в два
ряда по 6 желобов с каждой стороны, осу-
ществляют основную концентрацию, на жело-
бах нижнего каскада —перечистку концен-
трата и хвостов.
Питание желобов верхнего каскада осуще-
ствляется через пульподелитель типа
сегнерова колеса, желобов нижнего каска-
да — самотеком из желобов верхнего кас-
када через сборные коробки. Применение
гибких шлангов для питания и разгрузки
продуктов позволяет изменять угол наклона
желобов в пределах 15—20°.
Отличительной особенностью желобов
струйного концентратора Гиредмета является-
наличие поперечных щелей 0,5—2 мм, пред-
назначенных для выделения концентрата из
придонного слоя потока. Наличие щелей обес-
печивает снижение потерь ценных минера-
лов в хвостах. В процессе эксплуатации щели
периодически прочищаются с помощью ви-
братора. В концентраторе СКГ-ЗМ число
желобов снижено до 12, но размеры их боль-
ше (14].
Техническая характеристика струйных
концентраторов приведена в табл. 1.74.
Конусный сепаратор кон-
струкции Верхнеднепров-
ского горно-металлургиче-
ского комбината (рис. 1.68) пред-
ставляет собой усеченный конус с вертикаль-
ной осью и основанием, расположенным на-
115-
Таблица 1.75
Техническая характеристика конусных сепараторов
Параметры Одноярусные Двухъярусные Трехъ- ярусные Шести - ярусные
СК2-М ск-з СК2-2 СКЗ-2 СК2-3 СК-3.6/3—6
.Диаметр основания конуса, мм:
верхнего 2000 2880 2000 2880 2000 3600
среднего — — 2000 2880 2000 3000 *
нижнего — — — — 2000 3000
.Длина образующей, мм 800 1190 770 1100 770 1350—1650
Угол образующей конуса с горизонтальной плоскостью, градус Площадь рабочей поверхно- сти, мй: 14—20 14—20 14—20 14—20 14—20 16—18
одного конуса без клиньев 2,95 6,40 2,90 6,00 2,85 7—10,2 **
общая — — 5,70 11,88 8,55 45,2
Содержание твердого в пита- нии (по массе), % 45—60 45—60 45—60 45—60 45—60 45—60
Производительность, т/ч Габаритные размеры, мм: 20—40 40—80 25—45 45-90 20—40 80—120
длина 2160 3060 2500 3350 2160 5300
ширина 2160 3060 2480 3100 2250 5300
высота .Масса сепаратора с конусами, т: а 2290 2800 2650 3250 3450 9150
чугунными 1,46 2,5 2,9 50 з,з —
из алюминиевого сплава 1,04 1,8 2,1 3,2 '—” —
из стеклопластика — — — — 7,74
Изготовитель
Новосибирский завод «Труд»
* Для второго, считая сверху, и всех последующих конусов.
** Площадь равна 7 мг для всех конусов, за исключением верхнего.
.верху. Исходную пульпу подают по перифе-
рии конуса, а разгрузку продуктов произво-
дят в центре. Для равномерной подачи пи-
тания над конусом смонтированы пульподе-
литель типа сегнерова колеса, состоящий
из приемного цилиндра и двенадцати патруб-
ков, и перфорированная кольцевая перего-
родка. Внутри конуса в нижней части днища
установлены радиально расположенные раз-
делительные клинья, отклоняющие поток
кольца (аналогично закруглению дна на
конце суживающегося желоба). При выходе
нз щелей между клиньями поток пульпы
цилиндро-коническими отсекателями разде-
ляется на концентрат, промпродукт н хвосты,
направляемые в соответствующие приемники.
Конусные сепараторы изготовляют одно-,
двухъ-, трехъ- и шестиярусными. В двухъ-
трехъ- и шестиярусных конусных сепара-
торах основную концентрацию производят на
верхнем конусе, а продукты, подлежащие
перечистке, поступают самотеком на нижние
конусы [11].
Техническая характеристика конусных се-
параторов приведена в табл. 1.75.
116
За рубежом наиболее известными аппара*
тами указанного типа являются концентра*
торы «Кеннона», «Рейхерта» и «Спенсера»
(«Карпко»).
Концентратор «Кеннона» состоит
из48 суживающихся желобов,имеющих разме-
ры в плане 914Х 127X8 мм, скомпонованных
по окружности таким образом, что суженные
части направлены к центру. На конце желоба
дно имеет закругленную часть, выходящую
за пределы среза боковых стенок.
Питание из общего пульподелителя под-
водят по трубам к сегментообразным лоткам,
нз которых пульпа равномерно распреде-
ляется по ширине желобов. Рассекателями
служат концентрически расположенные ци-
линдрические патрубки, положение кото-
рых можно изменять в вертикальном направ-
лении с помощью специального штурвала.
Детали концентратора, подвергающиеся из-
нашиванию, гуммируют или покрывают син-
тетическими материалами. .
Концентратор «Рейхерта»
(рис. 1.69) представляет собой последователь-
ное соединение в одном аппарате нескольких
‘Рис. 1.69. Концентратор «Рейхерта»:
/ — распределитель питания; 2 — распредели-
тельный конус; 3 — конуса основной концентра-
ции; 4 — транспортирующие желоба; 5 — пере-
нистной конус; 6 — суживающиеся желоба
конусов с общей вертикальной осью (анало-
гично конусным сепараторам) и суживаю-
щихся желобов.
Диаметр оснований конусов 2 м, угол обра-
зующей с горизонтальной плоскостью 17°.
Пульпа подается в питатель, расположенный
в верхней части аппарата, и по поверхности
распределительного конуса стекает к пери-
ферии, поступая в основной обогатительный
конус. Для увеличения производительности
конуса монтируются сдвоенными. Грубый
концентрат выделяется через щели в дне ко-
нусов основной концентрации и после разжи-
жения направляется по желобам на перечист-
ку в конус, смонтированный ниже. Выделен-
ный в перечистном конусе концентрат может
быть направлен яа повторную перечистку
в суживающийся желоб (или конус). Хвосты
основного и первого перечистного конусов
объединяются и направляются на контроль-
ную сепарацию в конуса, расположенные
ниже. Количество конусов может изменяться
в соответствии со схемой обогащения.
Конуса изготовляются из стекловолокна,
что существенно уменьшает массу конструк-
ции, и монтируются на круглой раме. Места,
подвергаемые износу, футеруются резиной и
полиуретаном. Прн производительности
аппарата 75—100 т/ч его масса составляет
2,5 т и высота 6,7 м.
Веерный концентратор
«Спенсера» («Карпко») (рис. 1.70).
Пульпу подают в концентратор по верти-
кальной трубе, конец которой расширяется
До размера ширины суживающегося желоба.
Благодаря этому достигаются равномерное
распределение материала по ширине и ми-
нимальная скорость потока, поступающего
Рис. 1.70. Веерный концентратор «Спенсера»:
I — питающая труба; 2 — питающая камера;
3 — переливной порог; 4 — борт; 5 — веерооб-
разная пластина <Фан»; 6 — отсекающие клинья;
7 — приспособление Для регулирования угла
наклона желоба; 8 — шарнирная подвеска
на желоба. От одной трубы питание подают
на два желоба. Выходящий из желоба мате-
риал попадает на пластину, установленную
под небольшим уклоном к потоку, что способ-
ствует еще большему растягиванию веера по
высоте. Поток разделяется на продукты с раз-
личным содержанием тяжелых минералов
при помощи передвижных клиньев, укреп-
ленных на пластине. Веерообразующие пла-
стины и клинья покрыты белым неопреном,
благодаря чему можно наблюдать за харак-
тером расслаивания потока на отдельные
продукты обогащения.
Желоба комплектуют в батареи, устанавли-
вая их рядом и напротив друг друга. При
таком расположении желобов достигают вы-
сокой удельной производительности.
Флотационный аппарат из
суживающихся желобов представляет собой
видоизмененную конструкцию концентра-
тора «Кеннона». Пульпа с содержанием 15—
20 % твердого, смешанная с реагентами,
проходит по пористому участку желоба,
через который продувают воздух низкого
давления. У разгрузочного конца желоба
поток разделяется на три слоя: верхний, на-
груженный сфлотировавшимися минералами,
средний, состоящий из легких минералов, н
нижний, содержащий нефлотируемые тяже-
лые минералы.
§ 4. Практика работы аппаратов
Струйные концентраторы Гнредмета приме-
няют на некоторых обогатительных фабри-
ках, перерабатывающих пески редких ме-
таллов и в некоторых случаях, иа фабри-
ках, обогащающих коренные руды олова и
редких металлов.
Обогащение тонкозернистых морских иль-
менито-цирконо-рутиловых песков произво-
дилось на установке, состоящей из трех
117
Таблица 1.76
Технологические показатели обогащения
песков на струйных концентраторах
С КГ-2, %
Показатель Коицен - трат Хвосты Пита- ние
Выход Содержание: 8—9 91—92 100
ильменита 14—15 0,5- 0,55 1,7
рутила 4,1-4,4 0,11 — 0,19 0,5
циркона 4,1 0,05— 0,09 0,4
тяжелой фракции * Извлечение: 55 1,3—1,8 6
ильменита 70—74 26—30 100
рутила 66—80 20—34 100
циркона 80—90 10—20 100
тяжелой фракции * 72—81 19-28 100
* Рт > 2,9 г/см5.
струйных концентраторов СКГ-2 и вспомога-
тельного оборудования. На двух струйных
концентраторах, работавших в голове про-
цесса, получали черновой концентрат, пром-
продукт, возвращаемый в голову процесса, и
отвальные хвосты. На третьем концентрато-
ре перечищали черновой концентрат, полу-
чая концентрат, промпродукт (циркулирую-
щая нагрузка) и хвосты, поступавшие затем
на основную операцию обогащения.
Рис. 1.71. Схема обогащения песков редких ме-
таллов с применением конусных сепараторов
Исходные
пески
1
Основная концентрация
концентрату
Лронпро-
дукт -----------
---------”—
Пе^ечистна^он^нтра^я ------------
Концентрат Пион про- Хвосты^ Сгущение
Контрольная концентрации
^Концентрат
Яромпро- Хвосты
дукт »-
Чеоковой
концентрат
отвальные
хвосты
Исходные пески, кроме ильменита, рутила
и циркона, содержали лейкоксен, гранат,
кианит, эпидот, минералы группы пироксена
н др. Легкая фракция на 95 % представлена
кварцем. Основная масса песков (70—80 %)
сосредоточена в классе —0,71 + 0,044 мм,
в нем содержится до 90 % ильменита, до 95 %
рутила и до 97 % циркона. Технологические
показатели обогащения песков приведены
в табл. 1.76.
В табл. 1.77 приведены показатели работы
струйных концентраторов на фабрике, обо-
гащающей коренные руды редких металлов.
Плотность полезного компонента 4,8 г/см3,
плотность пустой породы 2,7 г/см3, произво-
дительность 22 т/ч.
Гранулометрический состав питания, %
Класс, мм
—2,0— 1,0 4
— 1,04-0,4 52
—0,44-0,16 31
—0,16-|-0,07 9
—0,07 4
Конусные одноярусные сепараторы успеш-
но применяют на одной из фабрик, перераба-
тывающих пески, содержащие ильменит,
рутил и циркон (рис. 1.71). Результаты обо-
гащения этих песков приведены в табл. 1.78.
Показатели обогащения на конусных сепа-
раторах хвостов магнитной сепарации для
выделения бадделеитового чернового кон-
центрата по схеме, предусматривающей ос-
новную концентрацию, две последовательные
перечистки хвостов и перечистку концен-
трата со всех трех конусов на конусных сепа-
раторах СК-3, с заворотом хвостов перечист-
ки в голову процесса, приведены в табл. 1.79.
Сепараторы «Рейхерта» применяются дли
обогащения рутило-циркониевьгх и ильме-
нитсодержащих песков (Австралия); предва-
рительного обогащения оловянных руд (фаб-
рика «Арделтен», Австралия); доизвлечения
меди из хвостов коллективной флотации
(фабрика «Палабора», ЮАР); обогащения
мелких классов железной руды (90 %
класса — 0,1 мм) на фабрике «Керол-Лейк»
(Канада); обогащения вольфрамовых и хро-
митовых руд.
Таблица 1.77
Технологические показатели обогащения
руд редких металлов на струйных
концентраторах СГК-ЗМ, %
Показатель Кон- цен- трат Пром- про- дукт Хво- сты Пита- ние
Выход 15 35 50 100
Содержание по- 4,5 1.0 0,5 1,27
лезного компо-
цента
Извлечение 52,9 27,4 19,7 100
118
Таблица 1.78
Технологические показатели обогащения песков редких металлов
на конусных сепараторах [11]
Показатель Концентрат Хвосты Питание
Производительность, т/ч 4,45 13,55 18
Выход, % 24,7 75,3 100
Содержание твердого, % Содержание/извлеченне полезного ком- понента при плотности (г/см3) минералов тяжелой фракции, %: 65,8 51,5 54,5
4,68 7/98,3 0,04/1,7 1,76/100
4,25 7,63/96,9 0,08/3,1 1,95/100
4,20 16/90,7 0,54/9,3 4,37/100
3,78 1,8/85,5 0,1/14,5 0,52/100
3,71 3,9/85,9 0,22/14,1 1,12/100
3,59 4,55/72 0,58/28 1,56/100
3,03 1,2/81,6 0,09/18,4 0,37/100
Суммарное содержание/извлеченне полез- ного компонента, % 42,1/89,3 1,65/10,7 11,6/100
Степень концентрации 3,62 — —
Эффективность обогащения, % 72,3 — —
На фабрике «Керол-Лейк» вместо 440 вин-
товых сепараторов установлено 18 конусов
«Рейхерта» (9 для основной концентрации,
Таблица 1.79
Технологические показатели работы
конусных сепараторов при обогащении
бадделеита, %
1 Указатель Кон- цен- трат Хво- сты Пита- ние
Выход:
общий по классам крупно- сти (мм): 35,3 64,7 100
+0,2 6,5 14,8 21,3
—0,2+0,1 19,5 32,0 51,5
—0,1+0,071 5,1 8,2 13,3
—0,071+0,044 3,1 6,0 9,1
—0,044 Содержание ZrOg: 1,1 3,7 4,8
общее по классам крупно- сти (мм): 0,66 0,22 0,38
+0,2 0,13 0,06 0,08
—0,2+0,1 0,28 0,07 0,15
—0,1+0,071 0,61 0,12 0,30
—0,071+0,044 2,93 0,45 1,31
—0,044 Извлечение ZrO3: 3,69 1,94 2,33
общее по классам крупно- сти (мм): 62,1 37,9 100
+ 0,2 49,0 51,0 100
—0,2+0,1 72,1 27,9 100
—0,1+0,071 74,7 25,3 100
—0,071 + 0,044 77,8 22,2 100
—0,044 35,4 64,6 100
6 для перечистки концентрата и 3 для очист-
ки хвостов). Концентраты и хвосты всех
конусов основной концентрации соответ-
ственно объединяют и распределяют для по-
дачи питания на перечистные и очистные
конуса. В результате обогащения на кону-
сах из продукта, содержащего 34 % железа,
получен концентрат с содержанием железа
66 % при извлечении 38 %, Основные по-
терн происходят с тонкими классами (меньше
30 мкм), для которых извлечение железа в кон-
центрат не превышает 20 %.
Концентраторы «Кеннона» внедрены на
фабрике компании «Глиден Рэнде» (США)
производительностью 2 млн, т титано-цир-
кониевых песков в год. Пески содержат
около 5% тяжелых минералов, представлен-
ных в основном ильменитом и в меньшем
количестве цирконом, лейкоксеном, рути-
лом, кианитом и силлиманитом. Обогащение
Таблица 1.80
Гранулометрический состав исходных
и классифицированных на концентраторе
«Кеннона* песков
Классы, мм Выход классов, % Изнлече- н ие от клас- са, %
я ° 5 X <и ?: S кс Грубые пески Тонкие пески Грубые пески Тонкие пески
— 1,168+0,991 —0,991 + 0,589 —0,589+0,295 —0,295+0,147 —0,147 1,3 27,0 36,4 27,7 7,6 2,1 53,0 34,7 7,3 2,9 0,8 И,2 36,8 40,8 10,4 61,2 74,1 36,1 9,7 14,4 38,8 25,9 63,9 90,3 85,6
119
производят с двумя перечистками концен-
трата основной операции при крупности
материала 1,2 мм. Пульпа содержит около
55 % твердого, производительность концен-
тратора — около 35 т/ч.
На предприятии «Оак Ридж Сэнд компани»
(США) концентраторы «Кеннона» применяют
для классификации пульпы, содержащей
45 % твердого, в результате чего выделяют
грубые и тонкие пески. Грубые пескн кон-
центрируются в верхней части потока,
а более мелкие — в нижней. В табл. 1.80
приведены результаты ситового анализа ис-
ходных и классифицированных песков.
Концентраторы «Карпко» установлены на
драге, перерабатывающей титано-цирконие-
вые россыпи, принадлежащие фирме «Тита-
ниум эллой компани» (Австралия). Коллек-
тивный концентрат содержит 80 % тяжелых
минералов при извлечении 90%.
Глава 8
Обогащение
на винтовых сепараторах
§ 1. Процесс обогащения
на винтовом сепараторе
Винтовой сепаратор (рис. I.72)
представляет собой неподвижный винтооб-
разный желоб с вертикальной осью. Пульпа
подается в верхнюю часть желоба и под дей-
ствием силы тяжести стекает по нему вниз
в виде тонкого (6—15 мм) слоя. Тяжелые
и легкие минералы сосредоточиваются соот-
ветственно у внутреннего и наружного бор-
тов сепаратора и разгружаются через спе-
циальные приемники.
Разновидностью винтовых сепараторов яв-
ляются винтовые шлюзы.
Винтовые сепараторы широко применяют
для обогащения мелкозернистых песков, со-
держащих ильменит, циркон, рутил и другие
полезные ископаемые, а также для обогаще-
ния коренных руд редких и благородных ме-
таллов, железных руд, фосфоритов, хроми-
тов и алмазов.
Потоку пульпы в винтовом сепараторе
свойственны признаки, характерные для
безнапорного (руслового) потока. Среди них
существенным для разделения частиц на
винтовом сепараторе является наличие попе-
речной циркуляции потока (рис. 1.73), обус-
ловленное различием в скоростях движения
жидкости у дна и у поверхности, увеличен-
ным благодаря действию центробежной
силы * [5].
* При соответствующих условиях (профиль
желоба, плотность пульпы, производительность
и пр.) возможно наличие второй области цирку-
ляции пульпы (у наружного края желоба),
в которой движение пульпы происходит в проти-
воположном направлении. Однако основное зна-
чение для процесса разделения зерен имеет
первая область.
120
Рис. 1.72. Винтовой сепаратор двухжелобчатый
(типа СВ2-1000):
I — винтовой желоб; 2 — устройство для подачи
смывной воды; 3 — отсекатель; 4 — станина
Под действием центробежных сил поток
отклоняется к внешнему борту желоба и его
поперечное сечение принимает форму, по-
казанную на рис. 1.74, а. Толщина потока
является минимальной (2—3 мм) у внутрен-
него борта желоба и достигает максималь-
ного значения 7—16 мм (рис. 1.74, б) в сред-
ней части желоба. Продольная составляющая
скорости движения потока различна на раз-
ных участках поперечного сечения. Макси-
мальная скорость составляет 1,5—2 м/с.
Кроме того, для верхних (по отношению
ко дну желоба) слоев потока она несколько
выше, чем для нижних. Средняя продольная
составляющая скорости элемента винтового
потока, находящегося на расстоянии г от оси
винтового желоба, приближенно определяется
по формуле [37]:
v = b, (1.101)
где g — ускорение силы тяжести, м/с2; —
угол наклона к горизонтальной плоскости
касательной;- проведенной к свободной по-
верхности потока рассматриваемого элемента,
градус (см. рис. 1.74).
Рис. 1.73. Схема циркуляции струй пульпы в же*
лабе винтового сепаратора:
I и 2 — траектории движений соответственно
поверхностного и придонного слоев потока
Рис. 1.74. Изменение формы поперечного сечения
(а) и глубины потока (б) на винтовом желобе
при различной производительности сепаратора:
1—4 — соответственно 37, 50, 84 и 145 л/мин
Рис. 1.75. Схема сил, действующих на мине-
ральные частицы, находящиеся в желобе винто-
вого сепаратора у поверхности потока (7) и у дна
(2), в вертикальных плоскостях:
а — касательной и винтовой линии; б — прохо-
дящей через ось желоба; а, Р — углы наклона
к горизонтальной плоскости касательных к вин-
товой липни х и к образующей поверхности
желоба у, Р, Рх, Ру и Рп — соответственно сила
тяжести и ее проекции на оси х, у и нормаль к по-
верхности желоба; Fx, Fy и F„ — проекции
силы ^гидродинамического воздействия; Тх и
Т — проекции силы трения; Q, Q.. — цеитро-
У JFK-jaw У
бсжная сила и ее проекция на ось у (в рассма-
триваемых плоскостях направления сил Pf, и
F показаны условно)
Периметр, мм
Средняя скорость движе-
ния всего потока пульпы
вдоль желоба сепаратора
может быть определена по формуле (1.21).
Средняя скорость попереч-
ной циркуляции потока
пульпы, по экспериментальным данным,
в 3—5 раз меньше средней скорости потока
вдоль желоба и составляет 0,3—0,4 м/с
у внешнего борта и 0,1—0,13 м/с — у вну-
треннего.
Движение частиц по винто-
вому желобу сепаратора
в продольном направлении происходит под
действием динамического давления потока
121
Рис. 1.76. Траектории перемещения тяжелых
(/) и легких (2) частиц по желобу винтового се-
паратора (стрелкой вне желоба показано направ-
ление потока)
воды, силы тяжести, трения о дно желоба и
инерционных (центробежных) сил (рис. 1.75)
в основном во взвешенном состоянии. Благо-
даря различию в продольных скоростях
движения воды по поперечному сечению по-
тока [формула (1.101)] частицы минерала,
находящиеся на различном расстоянии от
осн сепаратора, транспортируются вдоль
желоба с различной скоростью — минималь-
ной у внутреннего борта и максимальной —
у внешнего. Частицы в верхних слоях потока
имеют большую скорость продольного дви-
жения, чем частицы у дна желоба.
Попав на желоб винтового сепаратора,
частицы начинают распределяться по глу-
бине потока в соответствии с их гидравличе-
ской крупностью, Одновременно под влия-
нием циркулирующих потоков воды, центро-
бежных и гравитационных сил происходит
перемещение частиц в поперечном направле-
нии: находящиеся в верхних слоях частицы
меньшей гидравлической крупности (преиму-
щественно зерна легких минералов) относятся
к внешнему борту, а находящиеся в нижних
слоях (частицы тяжелых минералов и круп-
ные — легких) — к внутреннему. Крупные
частицы малой плотности в областях, близ-
ких к внутреннему борту, выступают за
пределы зоны, где циркулирующие потоки
направлены к оси сепаратора, и относятся
к периферии. Мелкие частицы большой плот-
ности не выходят за пределы указанной выше
зоны и сносятся циркулирующими потоками
к внутреннему борту желоба. Траектории
перемещения тяжелых и легких частиц пока-
заны на рис. 1.76.
После прохождения пульпой нескольких
витков (обычно двух-трех) основное распре-
деление частиц заканчивается и частицы пере-
мещаются по траекториям, близким к вин-
товым линиям, на постоянных расстояниях
122
от оси сепаратора. При этом происходит не-
которое перераспределение частиц, случайно
попавших в «чужую» зону. Этому способст-
вует подача дополнительной воды у внутрен-
него борта сепаратора.
§ 2. Конструктивные
и технологические параметры
винтовых сепараторов
К основным конструктивным
параметрам, влияющим на работу
винтовых сепараторов, относятся: диаметр
винтового желоба, профиль его поперечного
сечения, число витков, шаг винтового желоба,
число отсекателей и место их установки.
Диаметр винтового желоба
определяет размер сепаратора. Выбор диа-
метра сепаратора зависит от заданной про-
изводительности по твердому, крупности и
плотности разделяемого материала. Приме-
няемые в практике винтовые сепараторы име-
ют желоба диаметром 600—2000 мм.
Влияние профиля поперечного
сечения желоба на показатели обо-
гащения руды крупностью —2 + 0,2 мм
показано на рис. 1.77. Наиболее целесообраз-
ным профилем для обогащения материала
менее 2 мм является эллипс, у которого боль-
шая ось составляет 1/3 диаметра сепаратора
и расположена горизонтально, а ее отноше-
ние к малой оси равно двум. Для материала
менее 0,2 мм рекомендуется более пологий
профиль в виде кубической параболы [5].
Для крупного материала (—12 + 2 мм) ре-
комендован [29] выпуклый профиль в виде
двух отрезков прямых: наклоненного к гори-
зонтальной плоскости под углом 17° в области
выделения концентрата и горизонтального
у внешнего борта сепаратора.
Число витков желоба зависит
от физических свойств разделяемого мате-
риала. Оно увеличивается с уменьшением
разницы в плотностях разделяемых минера-
лов и их крупности. Число витков желоба
в промышленных сепараторах составляет
4—6.
В пятивитковых сепараторах обычно осу-
ществляют первую стадию обогащения ко-
ренных руд, а на трех- и четырехвитковых
сепараторах перечищают черновой концен-
трат. При обогащении песков россыпных
месторождений применяют трех- или четырех -
витковые сепараторы, что значительно
уменьшает высоту аппарата.
Шаг винтового желоба при
постоянном диаметре определяет угол накло-
на желоба к горизонтальной плоскости.
С уменьшением относительного шага винто-
вого желоба (отношение шага к диаметру) по-
казатели обогащения для материала круп-
ностью —2 + 0,2мм ухудшаются, а для ма-
териала крупностью мепее 0,2 мм — улуч-
шаются. Относительный шаг принимается для
промышленных винтовых сепараторов рав-
ным 0,4—0 6, для винтовых шлюзов 0,5—
0,6 [5].
Рис. 1.77. Влияние профиля поперечного сечения
желоба винтового сепаратора иа показатели
обогащения руды крупностью — 2 0,2 мм:
а — профили поперечного сечения желоба; б—
показатели обогащения при соответствующем
профиле желоба
Вывод продуктов обогащения
осуществляется отсекателями, установлен-
ными па сепараторах отечественной кон-
струкции в конце последнего витка, а на за-
рубежных — на каждом витке желоба (до трех
отсекателей на каждом витке).
Конечный концентрат получают, как пра-
вило, после нескольких перечисток чернового
концентрата. В отдельных случаях требуется
доводка конечного концентрата винтовых
сепараторов другими методами (например,
флотацией).
Положение ножей отсекателей опреде-
ляется в каждом конкретном случае опытным
путем и сохраняется постоянным в процессе
эксплуатации.
В зависимости от исполнения винтовые
сепараторы могут состоять из 2—4 винтовых
желобов, работающих параллельно.
К технологическим параме-
трам относятся; крупность, плотность и
форма частиц минералов в питании, подго-
товка руды перед обогащением, содержание
твердого в питании, количество смывной
воды п производительность.
Крупность и плотность ча-
стиц питания. Верхний предел
крупности частиц, обогащаемых на винтовом
сепараторе, определяется соотношением сил,
действующих на частицы в поперечном на-
правлении, и зависит от их плотности. Он
достигает по кварцу 12 мм, по частицам тя-
желых минералов (рт — 4—7 г/см3), как пра-
вило, 2—3 мм. Обогащение на винтовых
сепараторах с обычным (эллиптическим) про-
филем поперечного сечения желоба крупных
частиц тяжелых минералов является неэффек-
тивным, так как центробежные силы, дей-
ствующие на такие частицы, велики и пре-
пятствуют их сносу циркулирующими пото-
ками в область выделения концентрата.
Применение сепараторов с особым профилем
желоба позволяет повысить крупность обога-
щаемых частиц тяжелых минералов до 12 мм
[29].
Нижний предел крупности частиц, из-
влекаемых в концентрат, определяется усло-
виями взвешивания и распределения их
по толщине потока в желобе сепаратора н ра-
вен 0,07 мм по кварцу. Для частиц минералов
большей плотности он соответственно ниже.
Эффективность выноса тонких частиц в кон-
центрат может быть повышена за счет сни-
жения интенсивности турбулентных пуль-
саций уменьшением скорости и толщины
потока. Этим условиям соответствует кон-
струкция винтового шлюза, на котором могут
обогащаться частицы крупностью —0,5
0,02 (0,03) мм.
На некоторых фабриках («Бонг Рейндж,
Либерия) при обогащении железных руд
применяют сепарацию тонкого материала,
содержащего 60—70 % класса —0,074 мм.
Процесс обогащения в этих случаях допол-
няют (в зависимости от вещественного со-
става руды) флотацией или магнитной сепа-
рацией для доизвлечения из хвостов винтовых
сепараторов тонких частиц ценных мине-
ралов.
Форма частиц. С увеличением коэф-
фициента сферичности * извлечение частиц
в концентрат на винтовом сепараторе умень-
шается. Наиболее выгодными для обогаще-
ния являются случаи, когда частицы пустой
* Коэффициент сферичности — отношение по-
верхности равновеликого по объему шара к по-
верхности частицы.
121
Таблица 1.81
Средняя производительность (т/ч)
винтовых сепараторов (на один желоб)
для легко- и среднеобогатимых песков
и руд *плотность полезных минералов
6—7,5 г/см3)
Макси-
мальная
круп-
ность
частиц
обогащав
мого ма-
териала,
мм
Диаметр сепаратора, мм
0,2 0,3 0,4
0,5 0,5 0,7
1,0 0,6 1,0
2,0 1,0 1,5
3,0 1,2 1,8
4,0 * —. —
6,0 * — —
8,0 * — —
500 । 600
750 900 1200
0,7 1,2 1,8
1,1 1,7 2,9
1,6 2,5 4,0
2,4 3,4 5,8
3,0 4,3 7,5
3,5 5,0 8,5
4,1 5,7 10,5
4,7 6,9 12,0
* При условии крупности частиц, тяжелых
минералов не более 3 мм.
породы имеют высокий коэффициент сферич-
ности (округленные зерна), а частицы полез-
ных минералов — низкий (плоские зерна).
Подготовка материала пе-
ред обогащением заключается в его
классификации (или грохочении) и обес-
шламливании. Исследованиями установлено
[5], что лучшие показатели достигаются
предварительной гидравлической классифи-
кацией. При этом увеличивается (на 20%)
и производительность сепараторов.
При содержании в питании 30—40 %
класса —0,074 мм его следует обесшламли-
вать для уменьшения вязкости пульпы.
В отдельных случаях для предваритель-
ного или контрольного обогащения возможна
сепарация и неклассифицированного мате-
риала.
Содержание твердого в пи-
тании при обогащении россыпных песков
обычно поддерживают в пределах 15—25 %
(по массе). При обогащении коренных руд,
например железных, оно выше и составляет
в основной операции сепарации 30—10 %
твердого. При плотности пульпы, превыша-
ющей указанные пределы, увеличивается ее
вязкость, вследствие чего выделение частиц
тяжелых минералов замедляется. Наимень-
шее допустимое содержание твердого в пита-
нии составляет 6—8 %.
Расход смывной воды. При
правильном регулировании расхода смыв-
ной воды повышается степень концентрации
материала, уменьшается заиливание рабо-
чей поверхности желоба в области концен-
трата, улучшается транспортирование тяже-
лых минералов, увеличивается разжижение
материала у внутреннего борта и усиливается
124
поперечная циркуляция водного потока;'
веер концентрата находится вблизи внутрен-
ней границы потока.
Обычно расход смывной воды для одного-
желоба диаметром 600 мм составляет 0,3—
0,6 л/с. При избыточном расходе смывной
воды происходит вынос частиц тяжелых
минералов в основной поток пульпы, при
малом расходе в концентрат попадают ча-
стицы пустой породы.
Производительность Q (т/ч)
винтовых сепараторов зависит от диаметра-
спирали, числа желобов, вещественного со-
става и крупности обогащаемого сырья и мо-
жет быть выражена эмпирической формулой
Q — V' i/щах (pi — 1 )/(Рэ — 2) ,
(1.102)
где Ки — коэффициент, зависящий от обога-
тимости исходного материала (для трудно-
обогатимых руд /Си — 0,4, для легкообогати-
мых Ки = 0,7, среднее значение Ки — 0,6),
м/мм0:5*ч); ри, р! и р2 — плотность соответ-
ственно исходного материала, тяжелых и лег-
ких минералов, т/м3; D — диаметр сепара-
тора, м; п — число желобов; ^гаах— макси-
мальный размер частиц обогащаемого
материала, мм.
Средние значения производительности се-
параторов (на один желоб) приведены
в табл. 1.81.
Производительность одножелобчатого се-
паратора диаметром 600 мм при обогащении
железных руд крупностью —0,3 (0,2) +0 мм
п —1,17 (0,8) мм составляет соответственна
1—1,4 т/ч и 1,6 т/ч.
§ 3. Винтовые сепараторы
и шлюзы
Винтовые сепараторы изготовляют с регу-
лируемым и нерегулируемым шагом витков.
В отечественной практике в настоящее
время выпускаются сепараторы с нерегули-
руемым шагом витков, изготовляемые из
силумина или в армоцементном исполнении.
Сепараторы с регулируемым шагом витков-
выпускают в- ограниченном количестве для
испытаний руд в лабораторном и полупро-
мышленном масштабах.
Техническая характеристика винтовых
сепараторов конструкции Иргиредмета
с постоянным шагом витков приведена
в табл. 1.82.
Желобы сепараторов футеруются морозо-
стойкой резиной. Каждый желоб имеет свой
пульпоприемник, снабженный задвижкой
для гашения скорости пульпы. Смывную воду
подают по трубам через водораспределитель-
ные устройства (рис. 1.78, а), установленные
в нескольких местах по высоте желоба.
Продукты обогащения (концентрат, пром-
продукт, хвосты) выводятся в конце желобов
специальными устройствами в виде отсека-
телей с ножами (рис. 1.78, б). Изменяя
положение отсекателей, можно получать не-
Таблица 1.82
Техническая характеристика винтовых сепараторов с постоянным шагом
витка конструкции Иргиредмета
Параметры СВ2-750 CB2-I000 CB2-ISOO СВЗ-1500 СВ4-1500 1 СВ2-2000А * СВЗ-2000А •
Диаметр желоба, мм 750 1000 1500 1500 1500 2000 2000
Число витков 4 4 3 3 3 3 3
Число желобов 2 2 2 3 4 2 3
Крупность ценного компонента, мм 0,07—1 0,07—2 0,2—3 0,1—2 0,07—2 0,2—5 0,2—5
Содержание твер- дого в питании, % 15—40 15—40 15—40 15—40 15—40 15—40 15—40
Расход смывной во- ды, л/с Производитель- ность, т/ч ** Габаритные разме- ны, мм: 0,3—0,5 0,4—0,8 0,2—0,5 0,3—0,6 0,4—0,6 0,5-1,0 0,5—1,0-
1—5 3—8 20-30 10—30 15-40 25—60 30—75
высота 3700 4200 5150 5810 5810 6220 7220
длина 790 1050 1600 1600 1600 2100 2100
ширина 830 1100 1600 1600 1600 2100 2100
Масса, кг 585 692 1250 1875 2590 2100 3000
Изготовитель Серийно не изго- товля- ются Усольский завод горного оборудо- вания, Иршин- ский ГОК Серийно не изготовляются
* В армоцементном исполнении.
** Производительность в указанных пределах зависит от характеристики рудного материала
(крупности, плотности пенных компонентов н пустой породы).
обходимые выходы продуктов обогащения.
Число отсекателей три, причем два из них —
подвижные. Неподвижный отсекатель обра-
зует с корпусом делителя коробку, соединя-
ющуюся в нижней части с хвостовым отсеком,
что позволяет успокоить поток и исключить
разбрызгивание пульпы.
За рубежом применяются винтовые сепа-
раторы (фирмы «Гемфри», США; «Трелле-
борг», Швеция), имеющие диаметр 600—
750 мм и шаг витков соответственно 300—
400 мм. В этих сепараторах непосредственно
на днище желоба установлены 5—6 отсека-
телей концентрата и промпродукта (рис, 1.79).
Смывную воду подают по небольшому же-
лобу, расположенному вдоль борта основ-
ного желоба. Для подачи ее на поверхность
желоба устанавливают отсекатели. Желоб —
стальной или чугунный с термически обра-
ботанной поверхностью. В последние годы
за рубежом для футеровки желоба применяют
неопрен или резину. Срок службы желоба
из отбеленного чугуна — до полутора лет,
а футерованного неопреном — до 4—5 лет.
В ГДР применяются винтовые сепараторы
диаметром 500 мм с желобом, имеющим форму
параболы. В этих_ сепараторах разгрузка
продуктов производится только в конце пос
леднего витка.
В ПНР разработан двухжелобиый сепара-
тор, на котором одновременно осущест-
вляются основная концентрация н пере-
чистка. Продукты, получаемые на первом
желобе, самотеком направляются во второй,
Рис. 1.78. Конструкция основных узлов^винтового
сепаратора СВ2-750:
а распределитель смывной воды: / — регули-
ровочный рычаг; б — делитель продуктов обо-
гащения: J — подвижные ножи; 2 — неподвиж-
ный нож; 3 — выпуск тяжелого продукта; 4 —
выпуск промпродукта; 5 — выпуск хвостов
125-
Рис. 1.79. Виток сепаратора Гемфри:
1 — коллекторные трубы для сбора концентрата;
2 — отсекатели; 3 — щели; 4 — канал для смыв-
ной воды; 5 — выход для смывной воды
расположенный ближе к оси сепаратора
и несколько ниже первого.
В Австралии применяют винтовые сепа-
раторы из стекловолокна или футерованные
пластмассами. Наибольшее распространение
получил двухжелобный сепаратор «Рейхерта»
(диаметр 620 мм, шаг витков 350 мм). Желоба
этого сепаратора выполнены из фиброгласса,
рабочая поверхность покрыта линатексом.
Сепаратор обладает небольшой массой и вы-
сокой износоустойчивостью.
Предложен также ряд других конструк-
ций, отличающихся формой и размерами
желоба [5].
Винтовые шлюзы (рис. 1.80)
применяют при обогащении шламов и тонко-
зернистых материалов крупностью менее
0,074 мм [5]. Особенностью их конструкции,
в целом аналогичной винтовым сепараторам,
является форма поперечного сечения желоба
РИС. 1.80.
Винтовой шлюз
ШВЗ-1250:
1 — пульпопри-
емник; 2 — вин-
товой желоб; 3 —
делитель продук-
тов обогащения;
4 — каркас
в виде прямой линии под углом 5° к гори-
зонту; приемники для концентрата и пром-
продукта так же, как и у отечественных
винтовых сепараторов, расположены
в конце желоба.
Таблица 1.83
Техническая характеристика винтовых шлюзов
Параметры ШВ-250 ШВ2-1000 ШВЗ-1250 ШВ5-2000
Диаметр, мм 250 1000 1250 2000
Шаг витка, мм 200 550 650 1200
Число витков 4 4 4 4
Число желобов 1 2 3 5
Крупность материала в питании, мм 0,5 0,5 0,5 0,5
Содержание твердого в питании, % 15—40 15—40 15—40 15—40
Расход смывной воды, л/с 0,05 0,1—0,2 0,15—0,3 0,3—0,5
Производительность, т/ч 0,05—0,1 0,2—2,0 0,5—5,0 4,0—20,0
Габаритные размеры, мм:
высота 1000 3600 4000 6260
длина 300 1250 1400 2255
ширина 300 1250 1400 2200
Alacca, кг 5—10 500 1000 2400
Изготовитель Усольский завод горного оборудования
126
Техническая характеристика винтовых
шлюзов приведена в табл. 1.83. Изготовляют
винтовые шлюзы из силумина. Поверхность
желобов покрывается резиной.
Шлюз типа ШВ-260 предназначен для
лабораторий и геологических партий.
§ 4. Практика работы
винтовых сепараторов
Винтовые сепараторы применяют:
при обогащении россыпей редких металлов
для выделения ильменита, рутила, циркона,
монацита и других минералов в черновой
коллективный концентрат (с максимальным
извлечением в него ценных компонентов —
до 90—95 %), который подлежит доводке
методами электрической и магнитной сепара-
ции, флотации и Др. Винтовые сепараторы
устанавливают на стационарных н перенос-
ных обогатительных установках, а также на
драгах при обогащении титансодержащих
россыпей [51;
при обогащении руд олова и редких метал-
лов как основные обогатительные аппараты
(во всех стадиях обогащения), в голове
процесса перед флотацией для попутного
извлечения редких металлов, в замкнутом
цикле измельчения и как контрольные аппа-
раты для доизвлсчсния металлов из хвостов
флотационных фабрик [5];
при обогащении слабомагнитных желез-
ных руд самостоятельно или в комбинации
с флотацией, магнитной сепарацией, обога-
щением в тяжелых суспензиях и др. При
этом на большинстве фабрик обогащению
на винтовых сепараторах подвергаются та-
кие спекуляритовые (гематитовые) и магне-
тито-гематитовые руды, у которых раскрытие
основной массы рудных минералов проис-
ходит при крупности измельчения 1,17—
0,6 мм.
Рис, 1.81. Схема обогащения титансодержащих
песков с применением винтовых сепараторов на
фабрике «Джексон-Вилл* (США)
Исходные пески.
г
Сгущение
Пески \влив
Черновой. кон- Г
иен трат I
Основная сепарация
Промпро- I ХвоСТПЫ
(Гукт L_________
Г
Сгущение
^^Пески | Слив____________
I перечистка
[J | ПромпродуктвГ
Г Проморо дукт I
1 Концентрат
К перечистка
Отвальные-
хвосты
Кскцентрат
Дробленая рува
'Сухое измемчена^Х
(•чельиица ГардиккаКк
Грохочение
„ "I -гр? мм
Основная концентрация
Пески
ч(!,Смн
черновой (Пинтовой сепаратор}
кониентрат\ _ , i
I Рронпродумп\
Классификация
(противоточныйJ у/1иу
классификатор)
Перечиатная
концентрация
КенцСх
^трат.
Хвосты
Рраяпровукт!
Фильтрование
1
Готовый
концентрат
Классификация
„ (гивроцаклон') I „
вески “Сл
Сгущение
Отвальные
хвосты
д
Слив о
оборот
Рис. 1.82. Схема обогащения гематитовой руды1
с применением винтовых сепараторов на фабрике
«Лейк-Джанин* (Канада)
Примеры применения винтовых сепара-
торов и шлюзов на отечественных и зарубеж-
ных фабриках приведены в табл. 1.84—1.87.
На рис. 1.81 приведена схема обогащения
титансодержащих песков на фабрике «Джек-
сон-Вилл» (США) (см. табл. 1.87). Тонко-
зернистые пески, содержащие основную массу
ценных компонентов в классах менее 0,15 мм,
могут быть обогащены по аналогичной схеме
с дополнительной перечисткой хвостов.
Гравитационную схему с использованием
только винтовых сепараторов применяют на
фабрике «Лейк-Джанин» (Канада) (рнс. 1.82)
производительностью 20 млн. т/год и на боль-
шинстве обогатительных установок района
Верхнего Озера (США).
Гравитационные схемы, но которым круп-
ные и средние классы обогащаются в тяже-
лых суспензиях, а мелкие — на винтовых
сепараторах, применяют па фабриках «Гюн-
нер» (США) производительностью 7,5 млн.
т/год и «Хогард» (США) производитель-
ностью 1,8 млн. т/год.
Гравитационно-флотационные схемы с фло-
тацией для извлечения ценных минералов из
хвостов винтовых сепараторов применяют
на фабриках «Гроу в ленд», «Хцлл-Анекс»,
«Бенсон» (США) и др.
При обогащении железных руд винтовые
сепараторы применяют как для мелкозер-
нистого, так и для тонкозернистого мате-
риала (см. табл. 1.87). Как правило, процесс
обогащения в подобных случаях в зависимо-
сти от состава рудных минералов дополняют
сепарацией в сильном или слабом магнитных
полях или флотацией. Такую технологиче-
скую схему применяют на фабрике «Бонг-
127
Таблица L84
Примеры применения винтовых сепараторов на отечественных обогатительных фабриках
Марка се- паратора ’ Производи- тельность, т/ч ' Расход смывной во- ды, м’/ч Характери- стика питания Крупность питания, мм Продукт Выход, % Содержание ценного ком- понента, % Извлечение ценного ком- понента, %
СВ2-750 1,0— 1,5 0,18 Бедная тон- ковкраплен- ная олово- содержащая руда —2,0+0,8 Продукт I камеры гид- равлического классификатора Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 0,8 24,4 74,8 100,0 4,55 0,23 0,065 0,144 26 8 39,6 33,6 100,0
— 1,5+0,5 Продукт 11 камеры гид- равлического классифика- тора Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 0,8 21,2 78,0 100,0 7,05 0,205 0,054 0,147 38,4 30,1 31,5 100,0
CB2-I000 1,0- 1,5 0,18 Круппо- вкраплен- ная руда, содержащая касситерит, пирротин, пирит, га- ленит, сфа- лерит и др. — 1,0+0,6 Продукт 1 камеры гид- равлического классифика- тора Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 10,1 26,4 63,5 100,0 4,44 0,71 0,21 0,77 58,4 24,4 17,2 100,0
СВМ-750 1,0— 1,5 0,18 Руда, со- держащая ниобий Продукт 11 камеры гид- равлического классифика- тора —2+0 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 14,9 29,3 55,8 100,0 20,9 33,8 45,3 100,0 1,65 0,40 0,24 0,49 0,410 0,100 0,048 0,140 49,4 23,6 27,0 100,0 61,3 23,3 15,4 100,0
Дробленая руда. г
(2) Измельчение
^(Мельница. „Каскад")
Классификация
(Дуговой. грохот) 1
Сгущение
| (Гидроциклоны)
1 Пески
Намагничивание
Слив
-----п
Основная концентрация
(винтавойсепаратор) хвосты
р Промпродукт
I иеречистная концентрация
Сгущение
| (Конус)~~1 Слив
Пески 1-----—
Размагничивание
Z. леречистная концентрация
Промпро~
дукт
Классификация Л i
Слив 1 Измерь че -
907„ класса (\ни.е(Ща-
'0,079мм '-Ировая
1 мельница)
У 1-------
Магнитная сепарация
Рнс. 1.83. Схема гра-
витационно - магнит-
ного обогащения
гематито - магнетито-
вой руды на фабрике
<Бонг-Рейндж> (Ли-
берия)
Фильтрование
Т
Готовыи
концентрат
Сгущение
Слив6оборот пески
, Концентрат
на обезвоживание
’—-
Хвосты
328
Таблица 1.85
Примеры применения винтовых шлюзов на отечественных обогатительных фабриках
Марка шлюза Производи- тельность, т/ч Расход сливной воды, м*/ч Характери- стика пита- ния Крупность питании, мм Продукт Выход, % Содержание ценного ком- понента, % Извлечение ценного ком- понента, %
ШВ-1200 1,5— 1,8 1,1 — 1,4 Оловосо- держащий продукт —0,54-0 Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 2,1 23,5 74,4 100,0 5,68 0 19 0,077 0,22 54,4 19,4 26.2 100,0
Оловосо- держащие продукты (касситерит, пирротин, пирит, га- ленит, сфа- лерит и др.) Продукт IV камеры гидравличе- ского класси- фикатора (I стадия обогащения) Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 1,82 16,55 81,63 100,0 6,77 0,26 0,18 0,31 40,0 13,9 46,1 100,0
ШВ2-1000 0,2— 0,4 0,3— 0,7 Продукт IV камеры гид- гидравлического классифика- тора (II стадия обогащения) Концентрат Промпродукт X восты Питание 3,9 37,6 58,5 100,0 4,75 0,57 0,28 0,61 30,5 35,0 34,5 100,0
Шламы Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 3,27 16,03 80,70 100,0 7,38 0,78 0,57 0,84 29,2 15,0 55,8 100,0
ШВ2-Ю00 0,9 0,3 Оловосо- Продукт IV камеры гидравлического классифика- тора (I стадия обогащения) Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 1,9 22,5 75,6 100,0 11,5 0,36 0,11 0,38 57,1 21,2 21,7 100,0
1,4 0,3 держащий продукт (касситерит, сфалерит, пирит, ар- сенопирит и др.) Продукт IV камеры гид- равлического классифика- тора (II стадии обогащения) Концентрат Промпродукт Хвосты Питание 1,2 9,5 89,3 100,0 7,59 0,55 0,16 0,29 31,8 18,3 49,9 100,0
0,6 0,13 Шламы Концентрат 11ромпродукт Хвосты Питание 2,1 16,8 81,1 100,0 11,21 0,44 0,14- 0,42 55,7 17,5 26,8 100,0
1I1B2-1200 0,6— 0,8 0,18— 0,3 Вольфрам- содержащая руда (гюб- нерит, пи- рит, гале- нит и др.) —0,2-1-0 Концентрат Хвосты Питание 3,5 96,5 100,0 5,96 0,21 0,41 51,0 49,0 100,0
О З^каз 2 19
129
Таблица 1.86
Применение винтовых сепараторов для обогащения россыпей на зарубежных фабриках
Характеристика сепаратора, показатели «Титаниум энд парко - в иум иида- триз» (Ав- стралия) «Трейл-Рейдж» (США) «Джексон - Вилл» (США) «Хайлеи д» (США)
Винтовой сепаратор Из пласти- ка и стекло- волокна «Гемфри» «Гемфри» В основной се- парации — пя- тивитковые; в перечистках — трехвитковые
Диаметр сепаратора, мм Число сепараторов: 600 600 600
основная сепарация 240 704 252 840
1 перечистная 80 264 54 320
11 леречистная Прои зводител ьн ость: 40 132 18 160
общая, тыс. т/сут 7,5 25 7,5 20—25
одного сепаратора (с уче- том циркулирующих про- дуктов), т/ч Основная се- парация •— 2, перечистные — 1—2 Основная се- парация — 1,7
Расход смывной воды на 1 се- паратор, м3/ч Относительное содержание полезных минералов от суммы тяжелых минералов в исход- ных песках, %: 1,0-2,1
циркон 12—70 13 15
рутил 2-4 —— 7
ильменит 6—80 45 40
лейкоксен — — 4 —
монацит — — 0,5
Крупность питания, мм -8 —6,4 —0,2—0,07 * —6,4
Содержание твердого в пита- нии, % Извлечение тяжелых минера- лов в коллективный концен- трат, % 35 20 30
95 92
* Крупность полезных минералов.
Таблица 1.87
Показатели обогащения на винтовых сепараторах железных руд
на зарубежных обогатительных фабриках
Фабрика = Марка се- паратора Производи- тельность, т/ч Расход смывной во- ды, л/с Характери- стика пи- тания Крупность инталия, мм Продукт i Выход, % Содержание железа, % Извлечение железа, %
«Рин- сберг» (Швеция) 1,5 0,3— 0,6 Хвосты магнитной сепарации, содержание твердого 25-30 % <2,4 Концентрат Хвосты Питание 41,0 59,0 100,0 63,0 7,0 30,0 86,0 14,0 100,0
«5онг- Рей ндж» (Либерия) «Гемфри» диаме- тром 600 мм 1,4 0,3— 0,6 Ма гнети то- гсматито- вые квар- циты —0,3-0 Концентрат Хвосты Питание 50,7 49,3 100,0 65,0 10,3 38,9 87,0 13,0 100,0
130
г
Исходная руда.
| -25мм
Измель чение
—-----Змм
Классификация
Измельчение
25 % класса 1 . г
-О 074 мм "------(------
т
Основная магнитная сепарация
Классификация
Магнитная перечистки
концентрата
Сгущение в гидрициклонах
I---------------------
Обогащение на винтовых сепараторах
Сгущение S гидрациклонах
Перечистка грубого концентрата.
t
Концентрат
Хвосты
Рис. 1.84. Схема обогащения гематито-магнети-
товой руды на Оленегорской фабрике
Рейндж» (Либерия) (рис. 1.83), где из не-
равномерно вкрапленной гематито-магнети-
товой руды с содержанием железа 39 %
получают концентрат, содержащий 65 % же-
леза при извлечении 87%.
Гравитационно-магнитную схему с маг-
нитной сепарацией хвостов винтовых сепа-
раторов для извлечения магнетита применяют
на мартитовой секции фабрики «Стар-Лейк»
(США).
В отечественной практике винтовые сепа-
раторы для обогащения железных руд при-
меняют на Оленегорской обогатительной фаб-
рике (IV очередь) для извлечения гематита
из хвостов магнитного обогащения (рис. 1.84),
5*
РАЗДЕЛ II
МАГНИТНОЕ
ОБОГАЩЕНИЕ
Глава 1
Теоретические основы
Процессы магнитного обогащения, основан-
ные на различии магнитных свойств разделя-
емых компонентов, находят широкое при-
менение для обогащения руд черных, редких
и цветных металлов, регенерации сильно-
магнитных утяжелителей, удаления желе-
зистых примесей из кварцевых песков, абра-
зивов, керамического сырья, флюсов, вана-
дийсодержащих шлаков и других материалов,
а также пищевых продуктов.
Основными объектами магнитного обога-
щения являются магнетитовые, титаномагне-
титовые, магнетито-гематитовые, окисленные
железные, сидеритовые, хромитовые, а также
марганцевые руды.
В настоящее время разделение матери-
алов по магнитным свойствам осуществляется
главным образом в постоянном магнитном
поле. Наряду с магнитными свойствами раз-
деляемых частиц на показатели обогащения
оказывают влияние их плотность, крупность
и форма, а также конструктивные особен-
ности магнитного сепаратора. На разделение
в магнитном поле существенно влияет маг-
нитная флокуляция сильномагнитных ча-
стиц.
В разделе Справочника, посвященном маг-
нитному обогащению руд, как правило,
используется система единиц СИ; формулы
и выражения, относящиеся к системе СГСМ,
заключены в скобки. Основные магнитные
единицы систем СИ и СГСМ и соотношения
между ними приведены в табл. II.I.
§ 1. Основные понятия
о величинах,
определяющих поведение тел
в магнитном поле
Магнитным полем называется пространство,
в котором обнаруживается силовое воздей-
ствие на движущиеся электрические заряды.
Основной характеристикой магнитного поля
в данной точке пространства является вектор
магнитной индукции, величина которого
определяется по формуле Ампера
dF = /[dZB], (II. 1)
где dF — сила, действующая на элемент d?
электрического тока /, Н; / — электриче-
ский ток, A; dZ — длина элемента тока, м;
В — магнитная индукция, Тл.
Единицей магнитной индукции является
тесла. Тесла — индукция такого поля,
в котором на каждый метр расположенного
перпендикулярно к полю проводника с элек-
трическим током в I А действует сила в I Н.
Линия, касательная к которой в каждой
ее точке имеет направление вектора В в этой
точке, называется линией магнитной ин-
дукции, или силовой линией магнитного
поля. Иногда индукцию поля определяют
числом силовых линий, проходящих через
единицу перпендикулярной к ним площади.
На участках, где поле сильнее, силовые ли-
нии сгущаются и наоборот.
Интеграл вектора магнитной индукции
В (Тл) по некоторой поверхности S (м2) на-
зывается магнитным потоком Ф (Вб)
Ф= j BdS. (11 -2>
s
Опытным путем установлено, что полный
магнитный поток, пронизывающий любую
замкнутую поверхность S, всегда равен нулю
^BdS-O. (11.3)
5
Выражение (II.3) математически форму-
лирует принцип непрерывности магнитного
потока. Физический же смысл этого прин-
ципа заключается в том, что линии магнит-
ной индукции не имеют ни начала, ни
конца — они непрерывны. Это положение
широко используется при расчете магнитных
полей.
Магнитным моментом элементарного
тока i называется произведение
Pmi^ibS, (11.4)
где pmi — магнитный момент, А-м2; i — эле-
ментарный ток, A; AS — площадь контура
тока, м2.
Направление вектора рт связано с напра-
влением тока правилом буравчика.
Вещество, внесенное в магнитное поле,
приобретает более или менее согласованную
ориентацию элементарных токов, в резуль-
тате чего создается дополнительное магнит-
ное поле, которое, накладываясь на внешнее,
изменяет его.
Результирующий магнитный момент рт
некоторого объема вещества равен геометри-
ческой сумме моментов элементарных токов
Рт — У Pml- (И‘5)
Намагниченностью вещества J называется
магнитный момент единицы его объема V.
В общем случае
J = dp/dV. (II.6)
132
Таблица П,1
Основные магнитные единицы систем СИ и СГСМ
Наименование Обозначение Единица
СИ
Сила тока / Ампер, А
Магнитный момент электрического тока Рт Ампер - квадратный метр, А-м2
^Магнитная индукция В Тесла, Тл
Магнитный поток Ф Вебер, Вб
Напряженность магнитного поля И Ампер на метр, А/м
Абсолютная магнитная проницае- мость Иабс Генри на метр, Гн/м
Относительная магнитная прони- цаемость И —
Магнитная постоянная Но Генри на метр, Гн/м
Магнитодвижущая сила /И Ампер, А
Н амагниченность J Ампер на метр, А/м
Магнитная восприимчивость X —
Удельная магнитная восприимчи- вость % Кубический метр на кило- грамм, м3/кг
Размагничивающий фактор М —
Условная магнитная сила PuW grad Н кг/(ма-с2)
измерен ня Формула размерности Количество единиц СИ, содержащих- ся в единице СГСМ Количество един иц СГСМ, со- держащихся в единице СИ
СГСМ СИ СГСМ
Ед. СГСМ/ / 10 ю-4
Ед. СГСМРщ Г2/ [У2Мг/2Т~г 10-3 10я
Гаусс, Гс МГ'2/"1 I 10“4 Ю4
Максвелл, Мкс ШГГ2/-’ ьЗ/2лр/2г-1 10-я Ю8
Эрстед, Э L~4 Г~1/2М1/2Т"1 103/4л 4л10-3
— LMT~2I~2 1 4л10“7 107/4л
— 1 LMT~Z/-2 1 1 1 4л-10-7 1 107/4л
Гильберт, Гб I М1/2Г1/2Г-1 10/4л 4л Ю'1
Ед, СГСМу L~4 103 ю-3
—'— 1 1 4л 1/4 л
Кубический сантиметр на грамм, см3/г /?лг] Г3Л4-1 4л-10-3 103/4л
' 1 1 1/4я 4л
г/(см2-с2) Г-2МГ“2 £-а/И Т~2 10/4л 4 л/10
Векторная величина
н — в/Ро — 7
Гн- ~В - 4л7), (11.7)
где ро = 4л-10-7 — магнитная постоянная,
Гн/м, называется напряженностью магнит-
ного поля.
Напряженность магнитного поля обла-
дает следующим важным свойством:
$Hdl = £/св
($Я<Й = 4я£/св), (11.8)
где — интеграл напряженности по
любому замкнутому контуру, A; dZ — длина
элемента контура, м; Н — напряженность
магнитного поля, А/м; Е^св — сумма макро-
скопических токов, протекающих в провод-
никах, охватываемых контуром интегриро-
вания, А.
Интеграл напряженности магнитного
поля вдоль любого замкнутого контура, по-
лучивший название магнитодвижущей силы,
определяется только ' макроскопическими
(свободными) токами, охватываемыми кон-
туром интегрирования, и не зависит от эле-
ментарных токов вещества. Таким образом,
введение понятия напряженности магнитного
поля позволяет существенно упростить за-
дачу расчета магнитных полей.
_ В ^каждой точке пространства величины Н,
В и J связаны следующими соотношениями;
В = Набс#
(В=Н^)> (П.9)
J (11.10)
Коэффициенты пропорциональности р.»
М-абе — Pol* и х называются соответственно
относительной магнитной проницаемостью,
абсолютной магнитной проницаемостью
и магнитной восприимчивостью вещества.
Если магнитная восприимчивость веще-
ства х < 0, вещество диамагнитно; если
х>0и имеет порядок 10-5—10-3, вещество
парамагнитно; если х имеет порядок 1 и бо-
лее, вещество ферромагнитно.
Из уравнений (11.8)—(11.10) следует, что
р — 1 + х
(р = 1 + 4лх). (И-И)
Для магнитного поля в вакууме J = 0, т. е.
Н = В/р0
(11.12)
Отсюда следует, что для вакуума х — 0*
Р — 1, Рабе— Ро = 4л*10“7 Гн/м.
Соотношения, приведенные выше, прак-
тически справедливы и для магнитного поля
в воздухе и воде, т. е. в средах, где осуще-
ствляется магнитное обогащение.
По современным представлениям о при-
роде магнитного поля его фундаментальной
134
характеристикой является магнитная ин
дукция В. Однако в настоящем Справочнике
магнитное поле, как правило, характери-
зуется напряженностью Н, что согласуется
с большинством монографий и статей, посвя-
щенных магнитному обогащению.
В дальнейшем там, где это нс имеет прин-
ципиального значения, величины J, В и И
будут даваться без векторного обозначения.
Магнитное поле называется однородным,
когда во всех его точках напряженность И
одинакова по величине и направлению.
Магнитное обогащение происходит только
в неоднородных полях, которые создаются
соответствующей формой и расположением
полюсов магнитной системы сепаратора.
Неоднородность магнитного поля в дан-
ной его точке характеризуется градиентом
его напряженности grad Н, т. е. вектором,
представляющим собой производную абсо-
лютной величины напряженности в этой
точке по направлению ее наибольшего уве-
личения.
Магнитная сила FM (Н), действующая на
частицу вещества, находящуюся в воде или
в воздухе, определяется выражением
= Po^V grad Н
(FM = JV grad И), (11.13)
где J — среднее значение намагниченности
вещества в объеме частицы, А/м; V — объем
частицы, м3; grad Я — градиент напряжен-
ности магнитного поля, А/м2.
Магнитное поле Яо внутри тела, помещен-
ного во внешнее магнитное поле Н, отли-
чается от этого внешнего поля и зависит от
формы тела
- Н — Яр, (11.14)
где Нр — NJ — размагничивающее поле
тела, А/м; N — размагничивающий фактор,
определяемый формой тела и его расположе-
нием в магнитном поле.
Размагничивающий фактор является
важным параметром: он влияет на поведение
смеси силыюмагнитных частиц в магнитном
поле и в его отсутствие.
Для бесконечно длинного стержня, ось
которого совпадает с направлением напря-
женности Н поля, N = 0; для бесконечно
тонкого диска, расположенного перпендику-
лярно к направлению напряженности Н,
размагничивающий фактор достигает своего
максимального значения N — 1 (У — 4л);
для шара N ~ 1/3 {N — 4л/3). Таким обра-
зом, пределы изменения размагничивающего
фактора составляют 0 «С N Д 1 (0 А
4л/3). Для частиц магнетита, обычно
несколько вытянутых в одном направлении,
размагничивающий фактор можно в среднем
принять равным 0,16.
Применительно к телу конечных размеров,
внесенному в магнитное поле, выражения
(II.9) и (11.10) записываются в виде
В -= ип/Ш
(В - рЛй); (11.15)
J = хЯ0.
Из выражений (11.14) и (П.15) следует, что
Но = Д/(1 + Л/х), (П.16)
J = хН/(1 + Ух) - хтУ, (11.17)
где хт — величина, называемая магнитной
восприимчивостью тела:
хт = х/(1 Ух). (11.18)
Величина хт позволяет определить намаг-
ниченность вещества тела непосредственно
через напряженность внешнего поля.
Аналогичные определения можно дать
и для магнитной проницаемости вещества Ji
и тела jiT;
jiT рор / [ 1 4- /V (р — 1) ]
(II. 19)
(рт — 4лц/(4л + У (ц — 1)]).
Подставив выражение (11.17) в формулу
(П.13), получим:
FM — grad Д
(FM = xTVtf grad Я). (П.20)
Вектор FM одинаково направлен с вектором
grad Н для ферромагнитных и парамагнит-
ных веществ (х0 > 0) и имеет противополож-
ное направление для диамагнитных веществ
(к < 0).
Отсюда удельная магнитная сила /м (м/с-),
действующая на единицу массы т частицы,
равна
/м=Ам/т^-р0 (хт/б) Н grad Н = р0ХтЯ grad Н
(Fm = ХтЯ grad //, см/с2), (11.21)
где б = m/V — плотность вещества тела,
кг/м3; Хт— удельная магнитная восприим-
чивость тела, и3/кг (см3/г);
Хт—хт/б. (11.22)
Величина х ~ */б называется удельной
магнитной восприимчивостью вещества.
Величины х н Хт связаны соотношением
Хт = х/(1 + Убх). (П.23)
Для слабомагнитных веществ х с 1, по-
этому выражения (11.18) и (11.23) для этих
веществ упрощаются:
хт х; I
Хт^Х- J (11.24)
Для сильномагнитных веществ при х 1
выражения (1Т.18) и (11.23) имеют вид
хт = 1/У; 1
хт - 1/У5. / (11.25)
Формула (11.21) является основной для
расчета удельной магнитной силы, действу-
ющей на частицы в магнитном поле сепара-
тора.
Для характеристики магнитных полей
сепараторов введено понятие — условная
магнитная сила grad Н, соответству-
ющая удельной магнитной силе /м, действу-
ющей на частицу с удельной магнитной вос-
приимчивостью хт — 1 м3/кг.
Экспериментальные исследования пока-
зали возможность использования равенства
(11.21) для расчета /м и при обогащении
крупнокусковых сильномагнитных руд,
существенно деформирующих внешнее маг-
нитное поле [21]. В этом случае в качестве
множителя вводится поправочный коэффи-
циент а', учитывающий отношение среднего
диаметра частицы d к шагу S полюсов маг-
нитной системы. Значения этого коэффи-
циента составляют: а' — 1,1 при d/S < 0,05;
а' = 1,5 при 0,05 < d/S < 0,2; а = 2
при d/S > 0,2.
§ 2. Магнитные свойства
минералов
В практике магнитного обогащения приме-
няют следующую классификацию минералов
по их магнитным свойствам:
1. Сильномагнитные мине-
ралы, извлекаемые на магнитных сепара-
торах с относительно слабым магнитным
полем напряженностью до 120 кА/м, Эти
минералы имеют удельную магнитную вос-
приимчивость вещества х> 4-Ю-6 м3/^,
К ним относятся магнетит (искусственный
и естественный), маггемит (у = Fe2O3), ти-
таномагнетит, франклинит и пирротин.
Встречаются, однако, и слабомагнитные раз-
новидности пирротина.
2. Слабомагнитные минера-
л ы, извлекаемые на магнитных сепараторах
с сильным полем напряженностью 800—
1500 кА/м и выше. Эта группа включает ми-
нералы с удельной магнитной восприимчи-
востью х ~ (750 — 10)*10~8 м3/кг: окислы,
гидроокислы и карбонаты железа и марганца,
ильменит, вольфрамит, гранат, биотит и др.
Нижний предел удельной магнитной воспри-
имчивости минералов, извлекаемых на
сепараторах с сильным полем, имеет тенден-
цию к понижению по мере совершенствова-
ния конструкций магнитных сепараторов.
3. Немагнитные минералы, не
извлекаемые при магнитном обогащении,
удельная магнитная восприимчивость х к0'
торых меньше 10“7 м^кг. К ним относятся:
кварц, кальцит, касситерит, апатит и др.
Для определения магнитных свойств ми-
нералов применяют баллистический, маг-
нитометрический и пондеромоторный методы.
Первые два метода — для сильномагнитных,
третий—для сильномагнитных, слабо-
магнитных и немагнитных минералов [21].
Магнитные свойства с и л ь-
номагннтных минералов. Одной
из основных особенностей сильномагнитных
веществ является зависимость их магнитной
индукции или намагниченности от напряжен-
ности поля.
На рис. 11.1 показано, что первоначальное
намагничивание сильномагнитного вещества
происходит по кривой OAD.
При циклическом перемагничивании,
происходящем в последовательности, ука-
занной стрелками, кривая намагничивания
переходит в петлю гистерезиса. Петля ги-
135
Рис. II.1, Начальная кривая намагничивания и
петля гистерезиса сильно магнитного вещества
Крупность частиц магнетита, мм
Рис. П.З. Зависимость удельной магнитной вос-
приимчивости х и коэрцитивной силы Нс магне-
тита от его крупности d (по Готшалку):
/ - Нс = A АП; 2 - t - ft (<0
стерезиса, полученная для условий магнит-
ного насыщения, называется предельной пет-
лей.
Основными характеристиками петли
гистерезиса при испытаниях образца сильно-
магнитного вещества в замкнутой магнитной
цепи являются остаточная индукция Вг
и коэрцитивная сила по индукции Я®.
Если на рис. 11.1 по оси ординат вместо
индукции В откладывать значения намагни-
ченности J, то получится петля гистерезиса
намагниченности. По этой петле можно опре-
делить остаточную намагниченность Jr, коэр-
цитивную силу по намагниченности HyQ и на-
магниченность насыщения гистерезисной
петли намагничивания.
Чем выше коэрцитивная сила, тем труднее
материал поддается размагничиванию.
Если намагниченный образец вынуть из
замкнутой магнитной системы, то рабочая
Рис, П.2. Начальная и гистерезисная кривые
намагничивания вещества магнетита и удельная
магнитная восприимчивость х при нормальном
намагничивании (по Г. Н. Петровой);
i - / = А 2 - х - А (Н)
точка, характеризующая его магнитное
состояние, переместится из точки ВГ в точку
Е (см. рис. II. 1), положение которой опре-
деляется размагничивающим полем Яр
образца [см. формулу (11,14)].
Поведение смеси намагниченных частиц
в отсутствие магнитного поля зависит от их
магнитного состояния, т. е. определяется
параметрами Яр и В'г
Магнитные свойства сильномагнитных
веществ, как правило, существенно зависят
от температуры. При определенной для каж-
дого вещества температуре, называемой точ-
кой Кюри, сильномагнитные (ферромагнит-
ные) свойства исчезают и вещество становится
парамагнитным.
Магнетит (FeO-FeaO3), по данным
[56], имеет следующие магнитные свойства:
точка Кюри 0 = 578 °C; намагниченность
насыщения Js — 451—454 кА/м; коэрцитив-
ная сила Яс = 1,6 кА/м; начальная удель-
ная магнитная восприимчивость у —
= (0,18—1,28)-10-а м3/кг.
Магнитное насыщение магнетита насту-
пает при намагничивании в поле напряжен-
ностью около 320 кА/м.
Начальная и гистерезисная кривые на-
магничивания и удельная магнитная вос-
приимчивость вещества магнетита показаны
на рис. 11.2 [21].
На рис. 11,3 показано, как с уменьшением
крупности частиц магнетита возрастает коэр-
цитивная сила порошка и падает его магнит-
ная восприимчивость [21].
Удельная магнитная восприимчивость
сростка магнетита со слабомагнитными или
немагнитными минералами зависит в основ-
ном только от содержания в нем магнетита.
Исследования показывают, что удельная
магнитная восприимчивость сростка воз-
растает не прямо пропорционально увеличе-
нию процентного содержания магнетита в сро-
стке, а значительно быстрее [21 ].
Для диапазона напряженности намагни-
чивающего поля 60—120 кА/м удельную
магнитную восприимчивость сростка %ср
можно определить по эмпирической формуле
Бринга [21 ]
Хер - (6м/6ср)(а/72,4)2 Хм, (П-26)
где <5М и 6с р—плотность соответственно маг-
нетита и сростка, кг/м3; ос—содержание
железа в сростке в форме магнетита, %;
Хм — удельная магнитная восприимчивость
магнетита, м3/кг; 72,4 — содержание железа
в химически чистом магнетите, %.
При намагничивании сростков в полях
напряженностью 10—20 кА/м рекомендуется
пользоваться эмпирической формулой
В. И. Кармазина [34]
Хер = [(«м &')/с']3, (11.27)
гдеам — содержание магнетита в сростке, %;
Ь' = 27 и с' = 1,36-Ю3 — коэффициенты.
Для искусственных магнетита и маггемита,
полученных при обжиге и магнитной сепара-
ции слабомагнитных железных руд различ-
ных месторождений, характерна более
высокая по сравнению с естественным маг-
нетитом коэрцитивная сила (Нс 10 кА/м).
При магнитном обогащении этих материалов
образуются прочные флокулы, что обусло-
вливает относительно большое засорение
магнитного продукта сепарации немагнит-
ными частицами (по сравнению с магнитными
продуктами, полученными из естественных
магнетитовых руд). Такое явление наблю-
дается на ЦГОКе в Кривом Роге, где в про-
мышленном масштабе параллельно с магне-
титовой рудой обогащают окисленную желез-
ную руду после обжига.
Магнетитовые концентр аты, содержащие
значительное количество двуокиси титана,
имеют также повышенную коэрцитивную си-
лу (/7С=5—10 кА/м) и несколько пони-
женную удельную магнитную восприимчи-
вость (х — 0,38-Ю"3 м*/кг).
Пирротин (FeS1+x; 0 < х 1)
встречается в виде разновидностей, которые
по своим магнитным свойствам могут отно-
ситься как к слабомагнитным, так и к сильно-
магнитным минералам.
По Нагата [56] троилит (FeS) слабомагни-
тен, разновидности пирротина, у которых
0 < х < 0,1, также слабомагнитны, а пир-
ротины, у которых 0,1 < х 1/7, сильно-
магнитны.
На рис. 11.4 показаны магнитные характе-
ристики сильиомагнитного пирротина (21].
Ферросилиций применяется как
утяжелитель в установках для разделения
в тяжелых суспензиях.
По данным Е, П. Феофилактовой, ферро-
силиций крупностью —0,38 мм, содержащий
79 % Fe, 13,4 % Si, 5 % Al и 2,5 % Са,
имеет удельную магнитную восприимчи-
вость % — 0,4-10"3 м3/кг, а при снижении
содержания железа до 40 % и соответственно
повышении содержания кремния до 53 %
удельная магнитная восприимчивость фер-
росилиция уменьшается в 5 раз и составляет
0,08> 10~3 м3/кг. Остаточная намагниченность
ферросилиция Jr 8 кА/м, коэрцитивная
сила Нс & 0,65 кА/м.
Рис. [1.4. Начальная и гистерезисная кривые
намагничивания пирротина и его удельная ма-
гнитная восприимчивость X (по Н. Н. Спнри-
довичу):
1 и 2 — начальная / = (И) и гистерезисная
=- A (W) кривые; 3 — % = А (Н)
Установлено, что удовлетворительное
извлечение ферросилиция на магнитных
сепараторах со слабым полем обеспечивается
при содержании в нем кремния не выше
30 % [21]. С уменьшением крупности частиц
ферросилиция его магнитная восприимчи-
вость (как и у магнетита) несколько падает.
Магнитные свойства слабо-
магнитных минералов в отличие
от сильномагнитных не зависят от формы
частиц и напряженности намагничивающего
поля. Наблюдаемая в отдельных случаях
зависимость удельной магнитной восприим-
чивости различных слабо магнитных мине-
ралов от напряженности поля, по-ви днмому,
объясняется наличием сильномагнитных
включений [21].
В табл. II.2 приведены значения удельной,
магнитной восприимчивости слабомагнит-
ных железных и марганцевых минералов,
а в табл. II.3 — прочих слабомагиитных
и немагнитных минералов [21, 34, 40, 56,
70].
Магнитная восприимчивость сростков,
состоящих из слабомагнитных и сильно-
магнитных минералов, определяется равен-
ствами (П.26) и (11,27), а сростков слабо-
магнитных и немагнитных минералов, по-
скольку их удельная восприимчивость не
зависит от напряженности поля и формы
частиц, — равенством
п
Хер = сс/мХгм» (11.28)’
где «(и — содержание в сростке слабомаг-
нитното или немагнитного i-того минерала,
доли ед.,- хгм — удельная магнитная вос-
приимчивость слабомагнитного или не-
магнитного t-того минерала, м^/кг.
Слабомагнитные минералы, подвергаемые
магнитному обогащению, как правило, яв-
ляются парамагнитными веществами.
137
Таблица 11.2
Удельная магнитная восприимчивость
марганцевых и железных минералов
Минерал Содержа- ние в чи- стом ми- нерале Мп или Fe, % Удельная магиитиая восприим- чивость %, 10~» м’/кг
Пиролюзит (МпО3) 63,1 125—25
Манганит (МпаО3- НзО) 62,5 190—45
Гаусманит (Мп3О4) 72,0 Около 70
В ер на дит (MnOa- тН2О) <52,1 150—45
Землистые разности псиломелана (ггМгьО3-МпО-тНаО) <49,6 65
Псиломелан плотный <пМп2О3- МпО- щН2О) <49,5 90
Браунит (МпаО3) 69,6 150—45
Псиломелан неплот- ный (нМпаО3 X X МлО-пзН2О) <49,6 120
Родохрозит (МпСО3) и манганокальцит <42,0 175
Мартит (Fe2O3) 70,0 880—250
Мартит с большой при- 70,0 Около
месью гематита 440
Железная слюдка (спе- кулярит) (Fe2O3) 70,0 365—325
Гематит (FeaO3) 70,0 380—60
Сидерит (FeCO3) 48,2 190—45
Бурый железняк (nFeaO3- mH2O) До 60,0 315—30
Гетит (FeO-OH) 62,9 Около 30
Влияние магнитных свойств
минералов на процесс маг-
нитного обогащения. Магнитная
восприимчивость подлежащих извлечению
в магнитный продукт частиц руды является
основным фактором, определяющим выбор
типа сепаратора. Для извлечения сильно-
магнитных минералов выбирают сепараторы
со слабым полем, для слабомагнитных мине-
ралов — сепараторы с сильным полем.
Поведение смеси намагниченных частиц
в магнитном поле и в его отсутствие изучено
еще не в полной мере. Однако известно, что
при магнитном обогащении сильномагнитных
руд и материалов, кроме магнитной воспри-
имчивости частиц, важную роль играют их
коэрцитивная сила, остаточная индукция,
размагничивающий фактор. От этих пара-
метров зависят образование флокул в поле
сепаратора или намагничивающего аппарата
и частичное сохранение флокул после их
удаления из поля.
В результате магнитной флокуляции уско-
ряется осаждение частиц при обесшламли-
ванин руды перед магнитным обогащением.
Магнитная флокуляция отрицательно
влияет на классификацию пульпы в цикле
измельчения магнетитовых руд, особенно
н механических классификаторах; поэтому
в циклах измельчения сильномагнитных про-
138
дуктов, прошедших ранее через магнитное
поле сепаратора или намагничивающего ап-
парата, обычно устанавливают размагни-
чивающие аппараты для дефлокуляции
пульпы.
Размагничивание тонких магнетитовых
концентратов перед их фильтрованием спо-
собствует снижению влажности осадка и по-
вышает производительность фильтров.
Образование флокул из магнитных частиц
при их прохождении через рабочую зону
сепаратора способствует получению более
бедных по содержанию железа хвостов, осо-
бенно при мокром обогащении. Это объяс-
няется тем, что магнитная восприимчивость
флокул вследствие меньшего коэффициента
размагничивания выше, а сопротивление вод-
ной среды их движению ниже, чем отдельной
частицы. На качестве же магнитного кон-
центрата образование магнитных флокул ска-
зывается отрицательно, так как в послед-
ние захватываются ц немагнитные частицы.
Образование флокул затрудняет отделение
сростков от чистых рудных частиц.
Для успешного магнитного разделения
двух минералов, имеющих одинаковую маг-
нитную восприимчивость, но различные точки
Кюри, сепарацию ведут при промежуточной
температуре, соответствующей значитель-
ному снижению магнитных свойств у одного
из них при сохранении их практически не-
изменными у другого. Этот процесс получил
название термомагнитной сепарации [56].
Селективность магнитного
обогащения. Отношение удельных
магнитных восприимчивостей x"/%' разделен-
ных частиц называется селективностью маг-
нитного обогащения. При этом х' и %" —
удельная магнитная восприимчивость соот-
ветственно более магнитных и менее магнит-
ных частиц.
Магнитные поля сепараторов весьма не-
однородны не только по напряженности Н,
но и по значениям магнитной силы
р0Н grad Н. Размер частиц в этом случае
влияет на значение средней магнитной силы,
действующей на частицу, поэтому частицы
разных размеров, обладающие различной
магнитной восприимчивостью, могут испы-
тывать действие одинаковых магнитных сил.
Советскими учеными введено понятие
«коэффициента удельной (отнесенной к еди-
нице массы) равнойритягиваемости» частиц
руды при магнитном обогащении [34, 36].
Соотношение размеров d'/d" равнопритяги-
ваемых частиц зависит от многих факторов.
Наиболее важные из них; пределы изменения
значений удельной магнитной восприимчи-
вости магнитных частиц; степень неоднород-
ности поля по grad Н; сопротивление
среды движению магнитных частиц; способ
подачи руды в сепаратор (верхнее или ниж-
нее питание). Это соотношение различно
для разных руд и зависит от типа магнитного
сепаратора.
При широком диапазоне крупности обога-
щаемой руды для повышения селективности
обогащения применяют предварительное
грохочение.
Таблица 11.3
Удельная магнитная восприимчивость % различных слабомагнитных
и немагнитных минералов, 10"8 м3/кг
Минерал Немагнитные Сл абомагнитные
От — 1 до -i-10 От 11 до 35 От 36 до 60 От 61 до 35 От 86 до 450
Авгит — 1
Антимонит
Амфибол
Апатит
Арагонит —
Арсенопирит
Барит —
Берилл
Биотит —
Борнит —
Вольфрамит —
Геденбергит 1
Гиперстен
Гипс —
Глауконит —
Гранат
Гюбнерит —
Дистен —
Доломит —
Известняк —
Ильменит
Кальцит
Касситерит —
Кварц • -
Корунд
Кубанит
Лейкоксен —
139
Продолжение табл. П.З
Минерал Немагнитные Слабомагн итп ые
От -1 до 4-10 От 11 до 35 От 36 до 60 От 61 до 85 От 86 до 450
.Магнезит —
Малахит —
Монацит —
Ортоклаз —
Пирит —
Пироксен —
Полевой шпат
Роговая обманка
Рутил —
Свинцовый блеск —
Ставролит
Сфалерит —
Сфен - -
Тальк —
Турмалин
Халькопирит —
Хлорит —
Циркон —
Шпинель
Эгирин —
Эпидот —
В изодинамическом поле, в котором вели-
чина р,0Н grad Н постоянна, предваритель-
ная классификация материала перед обо-
гащением не обязательна, так как на частицы
руды любой крупности в любом участке поля
действует одна и та же величина удельной
магнитной силы grad /7.
В работе [36] рассмотрен частный случай
сухого обогащения кусковой магнетитовой
руды на барабанном сепараторе с верхним
однослойным питанием и выведена формула
дли определения допустимой разницы между
140
верхним d' и нижним d" пределами крупности
обогащаемой руды.
Ad = d' — d" - 3g K7c 3g e = 2,3S 1g K7n =
= 0.73S Ig %', (11.29)
где KJ = c & n/S — коэффициент
неоднородности многополюсной магнитной
системы, м"1; S —шаг полюсов, м.
Из равенства (11.29) видно, что допустимая
разница между верхним и нижним пределами
крупности обогащаемой руды возрастает
с уменьшением коэффициента неоднородности
Рис. JJ.5. Зависимость содержания железа в ма-
гнитном продукте и эффективности обогащения
ют требуемой селективности разделения при су-
хом магнитном обогащении смеси мартита и пси-
ломелана на валковом сепараторе с нижним пи-
танием:
J, 1' — ₽ — (Хпс;ХмарТ)" 2, 2 — В —
^2,2'(^пс/Хмарт)
1 и 2 — класс —3 -j- 1 мм; J' и 2' — класс —1 4-
0,21 мм
поля С (или с увеличением шага S полюсов
магнитной системы).
Эффективность магнитного обогащения
предложено описывать равенством [34]
т| = 1 — е“/п*'1" , (11.30)
где тг — коэффициент, зависящий от кон-
струкции сепаратора и условий обогащения
(по экспериментальным данным, т? 4);
п' — относительная разность удельных маг-
нитных восприимчивостей разделяемых ча-
стиц
п' = (х; — (IL31)
Из равенства (11.30) следует, что эффектив-
ность магнитного обогащения определяется
при заданной селективности (%Ух^ =
— const; п! = const) коэффициентом т’,
а при работе на сепараторе данной конструк-
ции и одинаковых условиях обогащения
(m' = const) — коэффициентом п', рассчиты-
ваемым, исходя из требуемой селективности.
На рис. II.5 показано влияние требуемой
селективности на показатели сухого магнит-
ного обогащения на лабораторном валковом
сепараторе смесей псиломелана и мартита,
взятых в соотношении 1 : 1 по массе, причем
магнитная восприимчивость мартита Хмарт
изменялась в пределах (100—850)-10“й м3/кг,
а магнитная восприимчивость псиломелана
Хпс оставалась постоянной, равной 63 X
X Ю"8 м3/кг [21].
Видно, что при требуемой селективности
обогащения Хпс/Хмарт > 0,17—0,2 эффек-
тивность и содержание железа в магнитном
продукте резко падают.
Расчет эффективности т| (%) здесь и далее
производился по формуле
т| = 100 (е — у)/(100 — <zM), (11.32)
где е — извлечение полезного компонента
в концентрат, %; у — выход концентрата, %;
«м — содержание полезного минерала
в руде, %
-= 100а/а'; (11.33)
а — содержание полезного компонента
в исходной руде, %; а' — содержание полез-
ного компонента в минерале, %.
В данном случае полезным компонентом
условно считалось железо, а полезным ми-
нералом — мартит.
Допустимое максимальное отношение
удельной восприимчивости разделяемых
минералов, т. е. допустимая максимальная
селективность обогащения зависит от тех
же факторов, что и коэффициент т' в формуле
(11.30): конструкции сепаратора и харак-
теристики его магнитного поля, условий
магнитного обогащения и характеристики
обогащаемой руды.
Селективность тем выше, чем более одно-
родно поде по величине grad Н и чем
меньше разница между верхним и нижним
пределами крупности обогащаемой руды.
§ 3. Магнитные поля сепараторов
В сепараторах для обогащения сильномаг-
нитных руд применяются обычно откры-
тые многополюсные магнитные системы
(рис. II.6, а), а в сепараторах для слабо-
магнитных руд — замкнутые магнитные си-
стемы (рис. 11.6,6). Последние экономичнее
открытых многополюсных систем и позво-
ляют создавать поля большой напряжен-
ности. Однако использование замкнутых
магнитных систем всегда связано с опас-
ностью забивания рабочей зоны сепаратора
флокулами сильномагнитных частиц.
Рабочей зоной сепаратора
называется участок, на котором происходит
притяжение магнитных частиц к рабочему
органу сепаратора (барабану, диску, валку),
их удерживание на рабочем органе и транс-
портирование при возможном удалении за-
хваченных немагнитных частиц.
Рабочая зона определяется областью по-
лезного действия магнитного поля сепара-
тора и состоит в общем случае из зоны извле-
чения магнитных частиц и зоны их транспор-
тирования. Зона извлечения характеризуется
ее длиной I и высотой к (см. рис. II.6).
Высота зоны извлечения определяется мини-
мальным расстоянием между рабочим орга-
ном сепаратора (барабаном, валком, диском)
и транспортирующей поверхностью (кон-
вейерной лентой, вибролотком) или поверх-
ностью, ограждающей поток сепарируемого
материала (дном ванны, неподвижным по-
люсом валкового сепаратора). Активной
частью зоны извлечения называется та ее
часть, в которой магнитная сила вызывает
перемещение магнитных частиц к рабочему
органу сепаратора (например, участки рабо-
чей зоны валковых сепараторов, расположен-
ные вблизи оси симметрии зубцов валка,
участки рабочей зоны барабанного сепара-
тора для мокрого обогащения, расположен-
ные против полюсов магнитной системы).
141
Питание
5 1
Рис. II.6. Рабочие зоны сепараторов с открытой
многополюсиой магнитной системой (со слабым
полем) и С замкнутой электромагнитной системой
(с сильным полем):
й ~ рабочая зона барабанного сепаратора; & —
то же, валкового сепа ратора
Сепараторы с низкой напряженностью поля
для сильномагннтных руд имеют рабочую
зону большой длины и высоты и их можно
применять при необходимости для обогаще-
ния руды крупностью до 100 мм (при сухом
обогащении).
Сепараторы с высокой напряженностью
поля для слабомагнитных руд имеют рабо-
чую эону сравнительно малой длины и вы-
соты, что вызвано трудностью создания
интенсивного поля в большом объеме.
Рис, II.7. Расположение краев полюсов открытой
многополюсной магнитной системы в плоскости
(а) и по цилиндрической поверхности (б)
В связи с этим крупность частиц слабомаг-
нптной руды, обогащаемой на сепараторах
с сильным полем, ограничена и не превышает
обычно 5—6 мм.
Зона транспортирования представляет со-
бой участок, на котором осуществляется
перемещение магнитного продукта рабочим
органом сепаратора к месту разгрузки и
очистка магнитного продукта.
Напряженность магнитного поля сепа-
раторов определяется главным образом при
помощи переносных приборов — милливебср-
метра и гауссметра [21].
Магнитное поле сепарато-
ров для сильномагннтных
руд. Сепараторы с открытыми магнитными
системами имеют ряд полюсов чередующейся
полярности, края которых расположены
в плоскости (рис. II.7, а) или по цилиндри-
ческой поверхности (рис. 11.7,6), как, на-
пример, у барабанных сепараторов. В пос-
леднем случае полярность полюсов может
чередоваться либо по периметру барабана,
либо по его оси.
Поле многополюсных магнитных систем
зависит от свободной магнитодвижущей силы
(м. д. с.) М, приходящейся на пару соседних
полюсов, шага полюсов S, отношения ши-
рины полюса к ширине зазора между полю-
сами, формы полюсов или полюсных нако-
нечников, радиуса /?ц цилиндрической по-
верхности, по которой расположены края
полюсных наконечников.
Магнитное поле многополюсных систем
описывается равенством А. Я. Сочнева
Нх = Ное~сх = пМе-сх/25,
(11.34)
где Нх — напряженность магнитного поля
на расстоянии х от поверхности полюсов,
А/м; Но — напряженность магнитного поля
па поверхности полюсов, А/м; М — свобод-
ная м. д. с. на пару соседних полюсов, А;
S — шаг полюсов, отсчитанный по дуге
142
радиуса 7?ц, м; с — коэффициент неоднород-
ности поля, м-1; х— расстояние от поверх-
ности полюсов, м.
При расположении полюсов в плоскости
с= Jt/S; (11.35)
при расположении полюсов на цилиндриче-
ской поверхности
с= л/s - 1//?ц. (11.36)
Равенство (11.34) справедливо только для
малых значений х (x/Rn, <. 0.2) и для случая,
когда магнитное поле создастся полюсами
особой формы [21]. Практически края по-
люсных наконечников закругляют по дуге
радиусом (0,4—0,6) S. Для этих случаев
выражение (11.34) имеет приближенный ха-
рактер.
Для электромагнитных систем, а также для
систем из литых магнитов, обладающих
большой остаточной индукцией и относи-
тельно малой коэрцитивной силой, близкие
значения напряженности поля над середи-
нами полюсов и зазоров между ними обеспе-
чиваются при отношении ширины полюса
к межполюсному зазору около 1,2. Для
магнитных систем из анизотропного феррита
бария, обладающего относительно малой оста-
точной индукцией и большой коэрцитивной
силой, зазор между полюсами стремятся
свести к минимуму [21 ].
Условная магнитная Сила на расстоянии х
от поверхности полюсов определяется ра-
венством
Пр № grad Н)х цос7/2е~2с* - ?0сН2х.
(11.37)
Из равенства (П.37) видно, что величина
р0Н grad II резко падает с удалением от
поверхности полюсов, причем тем быстрее,
чем больше коэффициент неоднородности с.
Поскольку с зависит главным образом от
шага полюсов S [см. равенства (11.35) и
(11.36)], последний и определяет глубину
поля сепаратора. Шаг полюсов определяется
верхним пределом крупности d' обогащаемой
руды или высотой п зоны извлечения и по-
дачей питания—верхней (рис. II.8, а) или
нижней (рис. II.8, б) и составляет при рас-
положении полюсных наконечников в пло-
скости [21]
S « л (d' + 2Л) = 2л (Л+ Д), (11.38)
где Д — расстояние от поверхности полюсов
до слоя руды или пульпы, м.
При расположении полюсных наконечни-
ков на цилиндрической поверхности
„ _ л£ц (d' + 2Д) 2л/?ц (h ф- Д)
~ Яц — (dr — 2Д) Rn — 2 (й 4- Д) ‘
(11.39)
Подсчеты по формуле (11.39) дают несколь-
ко завышенные значения шага полюсов маг-
нитной системы, особенно при сухом обога-
щении круп но кусковой руды на сепараторе
с верхним питанием.
Рис, II.8. Взаимное расположение магнитной
системы и барабана при верхнем (а) и нижнем
(б) питании
В этом случае шаг полюсов определяется
более точно по формуле [21 ]
S ~________2nRnd________
Яц In (14 d'/Д)-2d'' 1 '
На рис. П.9 показаны зависимости содер-
жания железа в концентрате ₽ и в хвостах
ft от шага S полюсов магнитной системы,
полученные по результатам опытов сухого
и мокрого обогащения магнетитовой руды
крупностью —3 0 и —0,5 [- 0 мм [21 ]
на лабораторных барабанных сепараторах
с верхним питанием (для сухого обогащения)
и с нижним питанием (для мокрого обога-
щения). Лабораторные барабанные сепа-
раторы имели шаг полюсов магнитных си-
стем из литых магнитов 5; 10; 12,5; 15 и
20 см, одинаковую напряженность поля на
уровне поверхности полюсов (85—95 кА/м
напротив середины полюсов и 65—80 кА/м
напротив середины зазоров между полю-
сами). При сухом обогащении мелкой руды
и верхнем питании с уменьшением шага
полюсов, как следует из кривых, приведен-
ных на рис. II.9, содержание железа в кон-
центрате повышается и уменьшается в хво-
стах. При мокром обогащении и нижнем
питании с уменьшением шага полюсов, на-
оборот, содержание железа в концентрате
понижается, а в хвостах повышается, что
объясняется уменьшением глубины поля.
143
Шаг полюсов магнитной системы, см
Рис. П.9. Зависимости |J = /, (5) и О -_/2 (5)
при сухом (сплошные линии) и мокром (пунктир-
ные линии) обогащении магнетитовой руды (по
данным В. Г. Деркача и Т. Н. Галевской)
Рис. П.10. Поведение флокул из частиц магне-
тита в пульсирующем (о) и бегущем магнитных
полях через 0,006 (17) и 0,016 с (в) после включения
бегущего поля (по 1'. Е. Владимирову)
Бегущее магнитное поле
сепараторов для сильномаг-
нитных руд. При перемещении бара-
бана или ленты с магнитным материалом
относительно многополюсной магнитной
системы происходит переориентация флокул
из магнитных частиц с частотой (Гц)
f= v/2St (II.41)
где v — скорость перемещения барабана
или ленты относительно полюсов магнитной
системы, м/с, т. е. в любой точке на поверх-
ности барабана многополюсной системы (см.
рис. II.7) создается бегущее поле с часто-
той /, определяемой равенством (II 41) [21 ].
При обычной скорости вращения барабана
(1—2 м/с) и шаге полюсов магнитной системы
S = 15—20 см частота поля мяла и соста-
вляет всего 2—7 Гц. При малой частоте поля
происходит только переориентация и частич-
ный разрыв наиболее длинных флокул. Этого
недостаточно для полного удаления немаг-
нитных частиц, запутавшихся между маг-
нитными флокулами.
С увеличением частоты поля уменьшается
длина флокул, и при достаточно большой
частоте происходит их разрушение, что спо-
собствует повышению качества концентратов.
Бегущее магнитное поле может создаваться
и электромагнитной системой трехфазиого
тока.
Поведение флокул из частиц магнетита
крупностью —0,074 мм в водной среде —
в пульсирующем и бегущем магнитных по-
лях, создаваемых переменным электри-
ческим током, показано на рис. 11.10.
Из рис. II.10 видно, что в пульсирующем
поле, создаваемом однофазным током, фло-
кул ы магнитных частиц имеют большую
длину и не разрушаются. Под действием
бегущего поля, создаваемого трехфазным то-
ком, происходит уменьшение длины флокул
и их разрушение. Частота вращения флокул
в интервале частоты 20—60 Гц практически
совпадает с частотой вращения вектора на-
пряженности магнитного поля.
Сравнение сепараторов (для сухого обога-
щения) с бегущим магнитным полем, соз-
даваемым системами трехфазного тока, с се-
параторами, в которых бегущее магнитное
поле создается вращением барабана вокруг
магнитной системы, показывает, что послед-
ние имеют большую удельную производи-
тельность, более экономичны и надежны
в работе.
Магнитное поле сепарато-
ров для слабомагнитных руд.
Слабомагнитные руды могут обогащаться
при весьма большом значении условной силы
магнитного поля grad Н, превышающем
1,5- 10s кг/(м-с2).
Величина p.u/f grad И в большой степени
зависит от формы полюсов и их размеров.
Поэтому правильный их выбор играет здесь
значительно большую роль, чем в сепарато-
рах со слабым магнитным полем для сильно-
магнитных руд.
Расчет и исследование магнитных полей
сепараторов с сильным полем освещены!
i
Рис. Н.П. Основные профили рабочих зон сепа-
раторов с сильным полем:
а — закругленный зубец — плоский полюс; б —
трапецеидальный зубец — плоский полюс; й —
прямоугольный зубец — плоский полюс; г —
закругленный зубец — желобчатый полюс
в работах [33, 69]. Расчетные формулы
приведены в монографиях [21, 34].
Теоретические и экспериментальные
исследования магнитного поля позволили
установить некоторые качественные зависи-
мости. При сочетании плоского и много-
зубчатого полюсов поле неоднородно лишь
вблизи зубцов, а с приближением к плоскому
полюсу становится близким к однородному.
Замена плоского полюса полюсом желобча-
тым существенно повышает неоднородность
всего поля, увеличивая значения условной
магнитной силы р0Д grad И. Сепараторы
с желобчатыми полюсами были разработаны
в 1949 г. для обогащения кусковой слабо-
магнитной руды [21, 34]. На участках,
расположенных вблизи осей симметрии впа-
дин валков, магнитная сила направлена
в сторону неподвижного полюса, что препят-
ствует извлечению магнитных частиц. На-
личие соседних зубцов несколько ослабляет
силу магнитного поля (для сочетания много -
зубчатого и плоского полюсов).
Для исследования н оптимизации магнит-
ных полей сепараторов в Механобре при-
менен численный метод расчета на ЭЦВМ
[75]. Этот метод позволил получить харак-
теристику поля в зависимости от любой ком-
бинации основных параметров реальных про-
филей с учетом магнитного насыщения зубца;
шага, угла заострения, высоты зубца и т. д.
Расчет производился для четырех типов
рабочих зон (рпс. 11.11), широко применя-
для опти-
_ V = 40°;
м; в зна-
ющихся в валковых сепараторах, при до-
пущении, что магнитное поле плоскопарал-
лельно и поверхности профилей, образу-
ющих данное поле, эквипотенциальны.
Для удобства расчета параметр h (высота
зоны извлечения) был принят равным еди-
нице, а остальные переменные параметры
выражены в долях h. Использовались урав-
нения плоскопараллельного магнитного
поля для декартовой системы координат
в интерпретации А. Я. Сочнева [69]:
дф/дх + д (1п Н)!ду ~ 0; (11.42)
dty/dy —• д (In Н)/дх — 0;
д^дх2 + = 0, (11.43)
где ф — угол, образованный вектором напря-
женности с осью у, отсчитываемой по часовой
стрелке, рад; Н — абсолютное значение на-
пряженности магнитного поля, А/м.
Дополнительно задавалось нормирующее
условие для свободной м. д. с. (А)
М =•- j ZZ = 1. (11.44)
А Б
Задача решалась методом сеток (методом
конечных разностей). Для каждого из рас-
сматриваемых типов рабочих зазоров рас-
считывались значения основных характери-
стик магнитного поля; напряженности Д,
угла ф, величины Н grad Н, угла образу-
емого вектором Н grad Н с осью г/, магнитной
проводимости GM, магнитного потока Ф3
и индукции В3 в данном сечении зубца.
На основе результатов расчета полей по
данному методу определялся оптимальный
вариант профиля рабочей зоны [75]. При
этом получены следующие оптимальные пара-
метры.
145
О 0,1 О,г 0,3 0.9 0,5 0,6 0.7 0,3 0,9 10
Рис. H.I2. Картина поля величины Н grad Н
для Оптимального профиля а'.
S = ft; Г = 0,3ft; t - h; v = 30°: ft — 1 м; M =
= 1 А (в числителе Н grad Н, А2/м’. в знамена-
теле — азимут £, градус)
Для рабочей зоны, показанной на
рис. 11,11, a, S — (1 — 1,5) Л; г — (0,3—0,5) ft;
/ — k и v 30—40°.
Профиль а применяется в сепараторах
для сухого обогащения слабосыпучих мате-
риалов, в рабочей зоне которых расположен
транспортирующий орган (вибролото к, кон-
вейерная лепта). Рекомендуется принимать:
5 — Л при расположении средней части слоя
обогащаемого материала ле ниже середины
рабочей зоны сепаратора; S= 1,5ft при рас-
положении средней части слоя обогащаемого
материала ниже середины рабочей зоны,
так как в этом случае требуется большая
глубина магнитного поля.
В качестве примера на рис. 11.12 показана
картина поля величины Н grad Н для опти-
мального профиля (см, рис. 11.11, а).
Для рабочей зоны, показанной на
рис. 11.11, б, S -- (1 -г-1,5) А; а = (0,2-=-
-S-0,3) Л; t = ft; м = 30—40°.
146
Применение профиля б по сравнению
с профилем а дает более высокие значения
И grad II в точках, удаленных от острия
зубца, и более низкие — в точках, прилежа-
щих к этому острию, Транспортирующая
способность рабочего органа в этом случае
уменьшена.
Профиль б рекомендуется в тех же слу-
чаях, что и п рофил ь а, но при меньшем
содержании магнитной фракции в обогаща-
емом материале.
Для рабочей зоны, показанной на
рис. 11.11, е, S = Л; а = (0,3—0,5) Л; t = h.
Профиль в используется в сепараторах
(для сухого обогащения) с верхним пита-
нием, применяемых для удаления слабо-
магнитных примесей при сравнительно не-
высоком их содержании в обогащаемом ма-
териале.
Для рабочей зоны, показанной на
рис. JI.11, г, S —(1—1,25) ft; v 40°;
г = (0,3—0,5) ft; t = ft; Д = (0,8—1) ft;
k = (0,8—1) ft.
Рис. II. 13. Картина поля величины Н grad Я
для оптимального профиля г:
S = ft; г — 0,3ft; t = ft; ft = R --- 0,8ft; v = 40°;
ft — I м; M = 1 А (в числителе H grad H, A2/ms,
в знаменателе — азимут градус)
о
0 0,! 02 03 «4 05 0,6 0,7 0,8 Ф? 10
e,io
/82
7Д5
1,44
1O\ 20
W
f,W
37
1,77
awl o,m 0,05
14V 25
' 87ft ДТЯ/ 0,80
13 I j 2S
d Sit 2!
/,2 ;
2,0
в,
1,8 *L
0,21{
о!
17 J-
ДЦГ 835
О1 !/,
1,6 I—4------------
0.451 043 1 0,52
d 173 32
1.5 ]______J-------
Рис. П.14. Картина напряженности для опти-
мального профиля г-.
S = ft; г = 0,3ft; i ft; k = R = 0,8ft; v = 40°;
ft = 1 м; Л1 — 1 А (в числителе H, А/м; в зна-
менателе — азимут ф, градус}
i,>2
/9
1-1 i ,—
f,3/\ 1,58
<0'1 /9
w«si
1,79
0
0,8
838
«7 S
it,6S\
V /5l
1,74,
1,37
t9!
4i
US
.1,29
1,№-
/,13
(У
0.6
1,00
-899
0.5
Ofi
,874
,0,74
073
из
OS4
ая
o\
0,2
e,s7‘
0,55
8,56
0,1
0.98
/34
tool) 1,01 \
q q
0,S7\i №
q q
4,75'1 ojy.
w
35
t№
til
39
zw
~8!!9
. 42
M4
0,94
1,00
52
0,44
0
0 0,1 0,2 0,3 0Л o,5 0,6 0.7 0,8 0,9 Ю
34
Тда"
44
lo‘
Профиль г применяется в валковых сепа-
раторах, являющихся наиболее эффектив-
ными при сухом и мокром магнитном обога-
щении материала со средним и высоким со-
держанием магнитной фракции.
Применение радиуса закругления зубца г
или параметра а, близких к верхним пре-
делам изменения, указанным выше, увеличи-
вает селективность обогащения, повышая
качество магнитного продукта, но уменьшая
при этом извлечение в него магнитных ча-
сти ц.
В качестве примера на рис. 11.13 и 11.14
показаны картины полей величины II grad Н
и напряженности для оптимального
филя г.
Маг н
ров с
ламп,
сепараторы с ферромагнитными телами, раз-
деление в которых происходит в каналах
между ферромагнитными шарами или
телами иной формы, помещенными в магнит-
ное поле.
Характеристики идеализированных по-
лей этих сепараторов для случая двух изо-
лированных шаров
на рис. 11.15 [33],
условная магнитная
зовании шаров.
про-
итныс поля сепар
ферромагнитными
В последнее время разработаны
а то-
т е-
и цилиндров приведены
из которого видно, что
сила выше при исполь-
1Z
Рис. 11.15. Зависимость величины Н grad Н и напряженности И
магнитного поля между двумя отдельными шарами и цилинд-
рами радиуса г (Л= I м; М — 1 А; сплошные линии —
Н grad Hi пунктирные — W):
а — на пересечении оси симметрии х с поверхностью; б — на
осн симметрии х по высоте зазора для г = 0,5ft; а — то же, для
г = h; г - - то же, для г — 2ft; 1 — шары; 2 — цилиндры
z,z
h‘1M
1.2^
1,0
I
f,S <2
Радиус г, м
10
'и
Абсцисса X, ci
147
В действительности рабочая зона сепара-
торов заполнена большим количеством ферро-
магнитных тел (например, шаров), располо-
жение которых, как правило, не упорядочено,
поэтому теоретический расчет магнитного
поля реальной рабочей зоны в этом случае
не представляется возможным. Важной ха-
рактеристикой поля является его сред-
няя магнитная индукция, ко-
торая определяется экспериментально
с помощью милливеберметра и при заданной
крупности шаров весьма удобна для сравне-
ния и оценки технологических возможностей
сепараторов различных типоразмеров,
Экспериментальные кривые намагничивания
ферромагнитных тел, представляющие собой
зависимость средней индукции магнитного
поля в рабочей зоне сепаратора от его сред-
ней напряженности, используются при кон-
струировании сепараторов с ферромагнит-
ными телами.
Применение теории подо-
бия для расчета магнитных
поле й. Магнитные поля сепараторов для
слабомагнитных руд и сепараторов с ферро-
магнитными телами, описанные в настоящем
параграфе, рассчитаны для модели, базовый
размер которой определяется высотой зоны
извлечения h— 1 м, а свободная м. д. с.
М — 1 А. Для определения значений напря-
женностей и условных магнитных сил в дан-
ной точке зоны извлечения сепаратора необ-
ходимо значения напряженностей и условных
магнитных сил в соответственных точках
модели умножить на соответствующие коэф-
фщиенты подобия:
коэффициент подобия напряженности
Кя=М//1; (11,45)
коэффициент подобия магнитной силы
Kf = M2/hs, (11.46)
где М — свободная м. д. с., приходящаяся
на пару соседних полюсов сепаратора, А;
h—высота зоны извлечения, м.
§ 4. Динамика движения руды
и пульпы в сепараторах
Руда, перемещаясь через магнитное поле се-
паратора, подвергается воздействию не
только магнитной силы, но и механических
сил.
По характеру подачи, перемещения руды
или пульпы через рабочую зону сепараторы
подразделяются на сепараторы с верхним
питанием и криволинейным перемещением
и сепараторы с нижним питанием с прямо-
линейным п криволинейным перемещениями.
К первой группе относятся барабанные
и валковые сепараторы, ко второй — ленточ-
ные, дисковые, барабанные, валковые и др.
Динамика движения руды
в сепараторах для сухого
обогащения с верхним пита-
нием и криволинейным пере-
мещением. Руду загружают на враща-
148
Рис, 11.16. Силы, действующие иа частицу руды
в сепараторах с верхним питанием
ющийся барабан или валок (рис. П.16),
перемещающий ее через магнитное поле се-
паратора. Так как магнитные частицы посту-
пают на поверхность барабана вместе с не-
магнитными и не могут скользить относи-
тельно этой поверхности, удельная магнит-
ная сила /м (Н), необходимая для извлече-
ния сильномагннтных частиц, составляет
[21]
/м = о2/Дб — geos 0, (П.47)
где v — скорость вращения барабана (или
валка), м/с; Дб — радиус барабана, м; g —
ускорение свободного падения, м/с2; 0 —
угол, определяющий положение магнитной
частицы на поверхности барабана (см.
рис. II.16), рад.
При обогащении крупно кусковой руды
(размер частиц d), когда отношение
> 0,05, равенство (П.47) принимает вид
/м = °2 — S 9. (П.48)
Скорость вращения барабана v (м/с) при
заданном угле 0м (рад) отрыва магнитных
частиц определяется по формуле
о = / Дб grad // -р g cos 9^).
(11.49)
Угол отрыва магнитных частиц от поверх-
ности барабана при заданной скорости его
вращения определяется по формуле
Ом = arccos [о2/Дб—РоХтН grad H]/g, (11.50)
угол 0н отрыва немагнитных частиц — по
формуле
Он — arccos tf/gRe. (11,51)
При обогащении сильномагннтной руды
на барабанном сепараторе с бегущим высоко-
частотным полем магнитные флокулы вра-
щаются вместе с барабаном и, кроме того,
каждая из иих вращается вокруг одного из
своих концов, причем линейная скорость
оф (м/с) перемещения центра тяжести магнит-
ной флокулы длиной 2аф (м) относительно
точки вращения равна
Оф — 2лаф/Тф = псфо/з = 2лафД (II .52)
где Тф — период вращения флокулы, с;
f — частота поля, Гц.
Удельная центробежная сила, обусло-
вленная вращением флокулы вокруг одного
из своих концов, равна
/ц = иф/аф n-a^/S2 --- 4л2а/.
(Г1.53)
Радиальная составляющая этой силы Дц р
равна
/ц. р = Л2^2 sin 4д2цф/2 sin 2л/(ф,
(11.54)
где /ф — время, отсчитываемое от начального
момента поворота флокулы (в этот момент
ось флокулы направлена по касательной к по-
верхности барабана), с.
В момент начала поворота /ф = О, /ц. р =
= 0. Пройдя путь, равный половине шага
полюсов S/2, флокула повернется на угол
л/2, при этом /ц. р достигнет максимального
значения, определяемого равенством (11.53).
Удельная магнитная сила, необходимая
для удержания магнитных частиц на
поверхности барабана при быстроходном ре-
жиме обогащения, определяется из урав-
нений (И.47) и (11.53)
/м poXT^gradtf >
> (S2 4- л2аф£б)£ cos 0/7?б32.
(11.55)
Последним членом равенства (11,55) g cos О
при достаточно больших значениях центро-
бежной силы (и2/7?б > 10g7) можно пренеб-
речь.
Критическая скорость вращения барабана
икр (м/с), при которой магнитные частицы
или флокулы с заданной магнитной вос-
приимчивостью начнут отделяться от по-
верхности барабана, определяется уравне-
нием _________________________________
_ 1 / RqS" (ji0XT#grad# + geos 0)
кр- У S* + rfa$R6
(11.56)
После отрыва от поверхности барабана
флокула перемещается вместе с барабаном,
не касаясь его поверхности, и вращается
вокруг своего центра тяжести, пока снова
не попадет на поверхность барабана под дей-
ствием силы тяжести и магнитной силы.
Вращаясь вокруг своего центра тяжести,
флокула разрушается, и увлеченные ею
немагн итные частицы высвобождаются.
Динамика движения руды
в сепараторах для сухого
обогащения с нижним пита-
нием. Руда подается вибрационными
лотками, лентами или самотеком (рис. 11.17),
В сепараторах с нижним питанием применяют
три варианта перемещения руды и магнит-
ного продукта через рабочую зону сепара-
тора [21J:
руда и магнитный продукт перемещаются
прямолинейно (см. рис. 11.17, а);
руда перемещается прямолинейно, а маг-
нитный продукт — по криволинейной траек-
тории (см. рис. II. 17 б);
Рис, 11.17. Силы, действующие на частицу руды
в сепараторах с нижним питанием:
а — РУДа и магнитный продукт перемещаются
прямолинейно; б — руда перемещается прямоли-
нейно, а магнитный продукт — по криволиней-
ной траектории; в — руда и магнитный продукт
перемещаются по криволинейным траекториям
руда и магнитный продукт перемещаются
по криволинейным траекториям (см.
рис. 11.17, в).
Удельная магнитная сила /м(м/с2), не-
обходимая для извлечения магнитных частиц
при прямолинейном (горизонтальном или
слабонаклониом) перемещении руды и маг-
нитного продукта (см. рис. 11.17, а), которое
имеет место при работе дисковых сепараторов,
приближенно равна
Ал ~ 2/гыр/?акт. 4" S,
(11.57)
где h —глубина зоны извлечения, мм; Ур —
скорость транспортирования руды лотком
(лентой) через зону извлечения, м/с; /акт —
длина активной части зоны извлечения, м;
g — ускорение свободного падения, м/с2.
Равенством (11.57) можно пользоваться
при угле наклона лотка 0л от 0 до 30°, что
149
Рис. 11.18. Зависимость содержания железа
в концентрате от скорости вращения барабана
при обогащении магнетитовой руды крупностью
— 0,15 4- 0 мм на барабанных сепараторах:
1 мокрый с нижним питанием; 2 - сухой
с верхним питанием
наиболее часто встречается в практике ра-
боты сепараторов. Формула (11.57) выведена
в предположении однослойного питания. При
многослойном питании эта формула является
менее точной.
Теоретически допустимая скорость кр
(м/с) перемещения руды через сепаратор при
прямолинейном слабонаклонном или гори-
зонтальном ее движении определяется из
уравнения
°р. вр — ^ант / (jXoZrWgrad// -~g)/2h-
(11.58)
Из равенства (11.58) следует, что большую
скорость и, следовательно, большую произ-
водительность сепаратора можно получить
при большей магнитной силе /м =
— РоХтН grad Н, действующей на магнит-
ные частицы руды, большей длине активной
части зоны извлечения ZaHT и меньшей вы-
соте зоны извлечения h.
После того как магнитные частицы смести-
лись к транспортирующему устройству, уда-
ляющему их из рабочей зоны, магнитной
силе необходимо преодолевать только
силу тяжести g или ее нормальную соста-
вляющую g cos 0Л.
При прямолинейном перемещении руды
и криволинейном перемещении магнитного
продукта (см. рис. 11.17, б), имеющих место
при работе некоторых типов валковых и ба-
рабанных сепараторов, движение магнит-
ных частиц можно разделить на два периода:
первый — подъем магнитных частиц и при-
тяжение их к барабану или валку; второй —
транспортирование магнитных частиц.
Для первого этапа применимы равенства
(П.57) и (11.58), а для второго — равенства
(П.47) и (11.49).
При криволинейном перемещении руды
и магнитного продукта (см. рис. 11,17, в),
150
которое имеет место при работе некоторых
типов валковых сепараторов, руда поступает
в рабочую зону самотеком по наклонному
лотку, а затем движется по магнитному
полюсу, концентричному валку. Как и в пре-
дыдущем случае, для первого этапа — подъ-
ема магнитных частиц и притяжения их
к валку — применимы равенства (11.57)
и (11.58), а для второго этапа — транспор-
тирования магнитных частиц валком —
равенства (П.47) и (П.49).
Динамика движения руды
в сепараторах для мокрого
обогащения с нижним пита-
нием. При разделении в водной среде
учитывают влияние сопротивления среды на
скорость движения частиц, особенно значи-
тельное для топких частиц.
Сопротивление водной среды проявляется
как при движении минеральных частиц
внутри самой среды, так и при переходе ча-
стиц из водной среды в воздушную, когда
магнитные частицы пересекают границу во-
да — воздух.
У большинства магнитных сепараторов
для мокрого обогащения сопротивление сре-
ды на границе вода — воздух исключается
благодаря тому, что их рабочие органы (бара-
баны, валки) погружены в пульпу, и процесс
обогащения происходит полностью в водной
среде.
Сопротивление водной среды уменьшает
скорость движения магнитных частиц (по
сравнению с их движением в воздушной
среде) в направлении /м, а немагнитных —
в направлении действия механических сил.
Это уменьшение особенно заметно для тон-
ких частиц. При мокром магнитном обога-
щении рабочие органы сепараторов (барабан,
валок и др.), перемещаясь вместе с магнит-
ными частицами, увлекают часть пульпы
со взвешенными в ней тонкими немагнит-
ными частицами и этим загрязняют магнит-
ный продукт. Загрязнение возрастает с уве-
личением скорости вращения рабочих орга-
нов сепаратора, что иллюстрируется кривой 1
(рис. 11.18) [21].
Для сравнения на рис. 11.18 показана
кривая 2 для сухого обогащения, в этом слу-
чае, наоборот, с увеличением скорости вра-
щения барабана (вследствие возрастания ча-
стоты поля и центробежной силы) наблю-
дается повышение качества концентрата.
При мокром обогащении в отличие от су-
хого скорость вращения барабанов или вал-
ков должна быть ограничена, особенно в опе-
рациях выделения чистых магнитных про-
дуктов, Установлено, что при мокром обога-
щении магнетитовых руд на барабанных
сепараторах в операциях выделения отваль-
ных хвостов скорость вращения барабана
должна составлять 1,2—-1,4 м/с, а в опера-
циях перечистки магнитного концентрата
0,8—1 м/с.
При мокром обогащении сильномагннтных
руд происходит магнитная флокуляция тон-
ких магнитных частиц. Крупные магнитные
флокулы по сравнению с отдельными части-
цами испытывают относительно небольшое
сопротивление среды при движении к полю-
сам магнитной системы. На флокулу сильно-
магнитных минералов в рабочем пространстве
барабанных сепараторов действует магнит-
ная сила, во много раз превосходящая силу
тяжести [24].
При мокром обогащении слабомагнитных
руд магнитная флокуляция не происходит
и на магнитную частицу действует магнитная
сила, соизмеримая с силой тяжести.
Эти особенности мокрого обогащения силь-
номагннтных и слабомагнитных руд опре-
деляют различия в характере сопротивления,
оказываемого средой при движении сильно-
магнитных или слабомагнитпых частиц в ра-
бочей зоне сепаратора. Сопротивление вод-
ной среды движению сильномагннтных ча-
стиц подчиняется закону Аллена, слабо-
магнитных — закону Стокса.
При мокром обогащении
сильномагнитных руд удельная
магнитная сила, необходимая для извлече-
ния магнитных частиц, приближенно опре-
деляется выражением
/м = НоХтЯ grad Н =
, 7,5г-’м Ап
— So 4------~,
V Ац/Т]с
(II,59)
где g0 — начальное ускорение свободного па"
дения, м/с3; им — скорость движения маг"
нитных частиц к поверхности барабана, м/6
Ап — плотность питания, кг/м3; 6м—-плот-
ность вещества магнитных частиц, кг/м3;
— крупность магнитных частиц (флокул),
м; т|с — вязкость среды, Па-с.
Скорость движения магнитных частиц цд1
(м/с) равна
i>M = 0,26dM х
X V Up-оХт^ grad// — go) 6м//т)с Ап^-
(11.60)
Допустимая скорость потока пульпы в ра-
бочем пространстве сепаратора может быть
определена из условия
Оп = Ом/авт/(11.61)
где /акт = — длина активной части зоны
извлечения, м (+ =* 0,4); h—высота зоны
извлечения, м.
В этом случае
ип = (0,26/aKTdM//i) х
X j [(НХтН grad И — go) 6М//т)с Ап]2-
(11.62)
Минимальная крупность dM (м) магнитных
частиц (флокул), извлекаемых в магнитный
продукт при заданном режиме работы сепа-
ратора, определяется по формуле
— 3,8ппА//акт X
X + [(вдтЯ grad// — go) 6m//t]c Ап]2-
(П.63)
При мокром обогащении
слабомагнитных РУД магнитная
сила, необходимая для извлечения магнит-
ных частиц, приближенно равна
- МоХЛ grad Н = gQ + 18псим/^6м-
(11.64)
Скорость движения магнитных частиц
(м/с) определяется по формуле
+ = (<Л/18+) (РоХЛ g^d Н - g0).
(11.65)
Допустимая скорость потока пульпы ум
(м/с) в рабочем пространстве сепаратора
может быть определена с учетом соотноше-
ния (11.61)
+ = ОактФм/18*!^) (РОХЛ ^rad Н
(11.66)
Минимальная крупность магнитных частиц
(м), извлекаемых в магнитный продукт:
+i = 4,17 щ1г|с/1//акт6м(р.оХт7/ grad Н—go).
(11.67)
Из равенства (II.63) и (И.67) видно, что
крупность </м частицы тем меньше, чем больше
удельная магнитная восприимчивость ут
тела или у вещества частиц, условная маг-
нитная сила p.0/f grad Н н длина активной
части зоны извлечения /акт и чем меньше
высота h зоны извлечения.
В табл. 114 приведены результаты мокрого
магнитного обогащения мытой марганцевой
Таблица 11.4
Технологические показатели мокрого магнитного обогащения
марганцевой руды на валковом сепараторе с нижним питанием, %
Крупность питания, мм Выход концентрата Извлечение марганца Содержание марганца Эффектив- ность обогащения
Кон- центрат Хвосты Питание
—0,5+0,21 44,2 88,3 47,2 5,0 23,8 79,0
—0,214-0,074 43,3 72,2 36,7 10,8 22,1 48,9
—0,074+0,044 52,0 66,2 35,2 19,5 27,7 29,0
—0,044+0,02 53,0 61,2 31,6 22,2 27,5 16,7
—0,02 35,5 36,8 26,4 24,8 25,4 2,5
151
руды различной крупности на валковом сепа-
раторе с нижним питанием [21].
Для мокрого магнитного обогащения тонко-
измельченных слабомагнитных руд пер-
спективными являются новые конструкции
высокоградиентных сепараторов [21, 55].
Эти конструкции позволяют существенно
уменьшить турбулентность, создаваемую
в потоке пульпы рабочим органом сепаратора,
а также обеспечивают минимальный путь
движения магнитных частиц к рабочему ор-
гану, что весьма важно для облегчения извле-
чения тонких частиц, подвижность которых
относительно пульпы мала.
§ 5. Производительность
сепараторов
и факторы, влияющие на процесс
магнитного обогащения
При магнитном обогащении руд различают
максимально допустимую и фактическую про-
изводительность сепараторов.
Под максимально допустимой производи-
тельностью сепаратора понимается наи-
большая производительность, которая обес-
печивает удовлетворительные результаты
разделения руды, под фактической — произ-
водительность, которая определяется
конкретными условиями его установки
на фабрике. Для правильного выбора типа
и количества сепараторов с учетом необхо-
димого резерва следует принимать фактиче-
скую производительность сепаратора рав-
ной или несколько меньшей максимально
допустимой.
Максимально допустимая производитель-
ность сепаратора определяется:
извлекающей способностью сепаратора
(способностью извлекать магнитные ча-
стицы из слоя или потока материала за время
прохождения руды через зону извлечения);
транспортирующей способностью сепара-
тора (способностью рабочего органа транс-
портировать магнитные продукты из зоны
извлечения к месту разгрузки);
пропускной способностью сепаратора,
характеризуемой максимальным количе-
ством материала, которое сепаратор способен
пропустить в единицу времени.
Перечисленные выше критерии произ-
водительности сепараторов- находятся в тес-
ной взаимосвязи н определяются влиянием
значительного количества факторов, зави-
сящих от физико-минералогических особен-
ностей обогащаемой руды и конструктивных
параметров сепараторов.
Извлекающая способность
сепаратора при сухом и мокром
магнитном обогащении в основном зависит
от условной магнитной силы, крупности
руды, магнитной восприимчивости магнитных
частиц и содержания их в исходной руде,
длины и глубины зоны извлечения и сил
сопротивления движению магнитных частиц
к рабочему органу.
Транспортирующая способ-
ность сепаратора зависит от окруж-
152
ной скорости вращения рабочего органа (ба-
рабана, валка) и максимально возможной
нагрузки магнитного продукта на единицу
поверхности рабочего органа. Последняя
зависит от конструкции рабочего органа
и магнитной силы, удерживающей магнитный
продукт на его поверхности. При сухом обо-
гащении транспортирующую способность
сепаратора по магнитному продукту можно
регулировать в широких пределах, изменяя
скорость вращения барабана или валка.
При мокром обогащении транспортирующая
способность сепараторов ограничена, так как
увеличение окружной скорости вращения
рабочих органов сверх I—1,4 м/с вызывает
чрезмерную турбулентность потока пульпы
в рабочей зоне и значительные загрязнения
магнитного продукта немагнитными части-
цами.
Пропускная способность
сепаратора определяется длиной, вы-
сотой и шириной рабочей зоны н скоростью
перемещения материала через нее. При сухом
обогащении скорость перемещения материала
через рабочую зону определяется конструк-
цией транспортирующих устройств и ра-
бочей зоны, скоростью вращения рабочего
органа и физическими свойствами обрабаты-
ваемых материалов. При мокром обогащении
(в режиме частичного погружения барабана
или валка в пульпу) эта скорость в основном
определяется напором пульпы на входе в ра-
бочую зону и гидравлическим сопротивле-
нием рабочей зоны. В настоящее время нет
достаточно точных математических формул
для определения максимально допустимой
производительности сепараторов, учиты-
вающих все перечисленные факторы.
В промышленной практике максимально
допустимая производительность сепараторов
обычно определяется опытным путем.
Для ориентировочного расчета произ-
водительности могут быть применены фор-
мулы, приведенные ниже.
Производительность сепа-
раторов для сухого обога-
щения с верхним питанием.
Максимально допустимая производитель-
ность Q (т/ч) сепараторов с верхним пита-
нием определяется равенством [21]
Q = 3,6aMVpUp6pnd'&, (11.68)
где Дм — коэффициент, учитывающий содер-
жание ciM магнитных частиц в исходной руде
(Дм — 07 при ам > 70 %, дм ~ I при ам «
-- 50 %, ам = 1,3 при ам < 30 %); vp —
коэффициент заполнения слоя руды [vp =
— 0,2 для неклассифицированного мате-
риала, vp = л (d' — dn)/§d' In (d'/d") для
классифицированного материала с верхним
d' и нижним d" пределами крупности ];
ор — скорость транспортирования руды
через зону извлечения, м/с; 6р — плотность
руды, кг/м3; п — число слоев, зависящих
от крупности руды (для сильномагнитных
руд п — 1 при d'^>2,5 см, п = 1—3 при
2,5 см > dr > 0,8 см, п = 3—5 при 0,8 см >
> d' > 0,2 см, п = 5—10 при d’ <. 0,2 см;
для слабомагнитных руд крупностью менее
0,3 см n — 1—3); b — ширина слоя пита-
ния, м.
Скорость op транспортирования руды через
зону извлечения при верхнем питании опре-
деляется равенством (IT.49) (где и — ор)
с учетом равенства (II.51).
Производительность сепа-
раторов для сухого обога-
щения с нижним питанием
рассчитывается по формуле (11.68), где ско-
рость ор транспортирования руды через зону
извлечения определяется из выражения
(11.58). Скорость v (м/с) удаления магнитного
продукта из рабочей зоны (т. е. скорость вра-
щения барабана или валка) для барабанных
и валковых сепараторов должна быть не
менее
°А»и°Р6Ж’ (IL69)
где ftc и ft' — средняя высота слоя соответ-
ственно материала, поступающего под бара-
бан (валок), и магнитного продукта, на по-
верхности барабана (валка), м; «м — содер-
жание магнитных частиц в исходной руде,
доли ед.; 6р — насыпная плотность исходной
руды, кг/м3; 5'м— насыпная плотность маг-
нитного продукта, кг/м3. Однако скорость v
не должна превышать значения, определя-
емого выражением (11.49).
Производительность бара-
банных сепараторов для мок-
рого обогащения со слабым
по.чем с нижним питанием.
Максимально допустимая производитель-
ность Q (т/ч) определяется выражением [24]
Q — 9,4 -10 3 (ftg/ftuii) ftRп^акт^м X
X I grad Н “ £0/ЛпбмЛ1с,
(11.70)
где kg — коэффициент, учитывающий усло-
вия подачи пульпы в рабочую зону; kw —
коэффициент, показывающий отношение
объемного расхода немагнитной части пульпы
к объемному расходу питания; Ъ — ширина
питания, м; Рп — содержание твердого в пи-
тании, доли ед.; /акт — длина активной части
зоны извлечения, м; d-щ — крупность магнит-
ных частиц (флокул), м; Хт — удельная маг-
нитная восприимчивость магнитных частиц
(флокул), мэ/кг; Н — напряженность магнит-
ного поля на поверхности питающего лотка,
А/м; g0 — начальное ускорение свободного
падения, м/с2; Дп— плотность питания, кг/м3;
<5М — плотность твердого в магнитном про-
дукте, кг/м3; т)с —вязкость среды, Па-с.
Для прямоточных и полупротивоточных
сепараторов kg « 1; для противоточных
сепараторов kg 0,6. Для прямоточных
сепараторов kw~ 1, а для противоточных
и полупротивоточных
kw — 1 — Ум (Rm + 1/6m)/(Rh -т Ь'бп).
(11.71)
где ум — выход магнитного продукта, доли
ед.; Rn и /?м — отношение Ж •’ Т соответ-
ственно в питании и в магнитном продукте
по массе, доли ед.; —- плотность твердого
в питании, кг/м3.
Производительность вал-
ковых сепараторов для мок-
рого обогащения с сильным
полем Q (т/ч) равна
Q=!2-10-\i„Td„26MbA„PnX
х (T]oXT//grad//~£0)/Пс. (11.72)
Формулы (11.70) и (П.72), полученные из
условия необходимой извлекающей способ-
ности сепаратора, справедливы при достаточ-
ной транспортирующей способности его
рабочего органа (по магнитному продукту)
и достаточной пропускной способности ванны
(по объему питания).
На процесс сухого магнитного обогащения,
кроме факторов, рассмотренных выше, ока-
зывают влияние молекулярные силы, меха-
ническая и магнитная сегрегация; на процесс
мокрого магнитного обогащения — плотность
питания.
Влияние молекулярных сил.
Проявление молекулярных сил особенно
заметно для тонких частиц при сухом маг-
нитном обогащении. Сила молекулярного
притяжения F(H} между двумя сфери-
ческими частицами определяется из равен-
ства Дерягина [21]
F 24nd1d2crn/(d1 + d2), (11.73)
где ,4 — коэффициент, учитывающий пло-
щадь соприкосновения частиц, наличие
влаги и другие факторы; d± и d2 — диаметры
частиц, м; стп — поверхностное натяжение
частиц на границе их раздела с окружа-
ющей средой (воздухом), Н/м.
При одинаковом диаметре соприкасаю-
щихся частиц это равенство принимает вид
F = Andon. (11-74)
Диаметр частиц (м), при котором сила
сцепления равна силе тяжести, определяется
по формуле
d = / 64cn/g6,’ (11.75)
где g — ускорение свободного падения, м/с2;
6—плотность частип, иг/м3.
Частицы диаметром меньше d притягива-
ются к рабочим органам сепаратора в виде
агрегатов, состоящих из магнитных и не-
магнитных частиц, если их суммарная удель-
ная магнитная восприимчивость достаточна
для притяжения всего агрегата; в ином случае
эти агрегаты попадают в немагнитный про-
дукт. Это явление вызывает нарушение про-
цесса сухого обогащения и снижение его
эффективности, поэтому обычно для улучше-
ния показателей обогащения применяют пред-
варительное обеспыливание материала. Из-
вестно также применение добавок, способ-
ствующих диспергации частиц при сухом
магнитном обогащении тонкого материала.
Эффективность сухого обогащения повыша-
ется также при быстроходном режиме работы
барабана или валка сепаратора, что позволяет
снизить предел крупности обогащаемой руды.
153
Таблица II.5
Технологические показатели сухого магнитного обогащения
качканарской руды при различных способах питания сепаратора, %
Способ питания Продукт Выход Содержа- ние железа Извлече- ние желе- за Эффектив- ность обогаще- ния
Нижнее противоточное (с маг- Концентрат 60,2 35,53 88,2 42,0
ниткой сегрегацией) Хвосты 39,8 7,16 11,8 —.
Исходный 100,0 24,22 100,0 —
Верхнее прямоточное (без сег- Концентрат 68,5 31,54 89,6 32,0
регации) Хвосты 31,7 7,92 10,4 —
Исходный 100,0 24,05 100,0 —
При сухом магнитном обогащении необхо-
димо предусматривать надежную герметиза-
цию оборудования, хорошую вентиляцию и
отсос пыли.
Магнитная сегрегация. Интен-
сификация процесса сухого магнитного обога-
щения магнетитовых руд достигается в резуль-
тате магнитной сегрегации обогащаемого ма-
териала при нижней противоточной подаче
его под барабан сепаратора ленточным пита-
телем [43]. В этом случае более магнитные
частицы притягиваются но мере подхода
к поверхности барабана п размещаются иовер х
сростков, которые притягиваются к чистой
Рис, 11.19. Способы подачи питания на барабан-
ный магнитный сепаратор сверху:
а — по ходу вращения барабана; б н в — против
вращения барабана (б — лотком, в — разбрасы-
вателем)
поверхности барабана ранее, на участке
максимальной напряженности поля (вблизи
наименьшего зазора). Использование магнит-
ной сегрегации увеличивает производитель-
ность сепаратора при обогащении материала
с относительно невысоким содержанием ма-
гнитного продукта, поскольку на поверхность
барабана попадает только магнитная фрак-
ция, а не вся руда.
Результаты опытов с магнитной сегрегацией
исходного материала при нижнем противоточ-
ном питании сепаратора и без сегрегации при
верхнем прямоточном питании приведены
в табл. II.5. Опыты проводились на титано-
магнетитовой руде Качканарского место-
рождения крупностью —10 мм с содержанием
железа 24,2 %.
Механическая сегрегация.
При сухом обогащении магнетитовой руды на
барабанных сепараторах с верхним питанием
по ходу вращения барабана (рис. 11.19, а)
вследствие сегрегации в нижний слой попа-
дают более мелкие, а в верхний — более
крупные частицы. Для того чтобы полнее
извлечь более крупные частицы, желательно
их расположить в нижнем слое, ближе к по-
верхности барабана, и, наоборот, мелкие
частицы пустой породы легче удалить, если
они расположены в верхнем слое. В Урал-
мсханобре разработаны способы питания
сепаратора лотком против вращения барабана
(рис. 11.19, б), либо разбрасывающим устрой-
ством (рис. 11.19, в). Лоток и разбрасывающее
устройство обеспечивают обратную сегрега-
цию руды. Указанные способы нодачи мате-
риала испытывались на магнетитовой руде
(крупностью —10 -]-0 мм) Высокогорского
месторождения, содержащей 30.7 % железа
и 1 % влаги. Результаты испытаний (рис.
11,20) показали значительное повышение
эффективности обогащения при использова-
нии обратной сегрегации материала [43].
Влияние содержания твер-
дого в питании на резуль-
таты мокрого магнитного
обогащения. При обогащении тонкого
материала (<0,1 мм) можно предположить,
что немагнитная фракция, содержащаяся
в исходном питании сепаратора, равномерно
распределяется по всему объему воды- Вода,
154
Удельная производительность, т$ м)
Рис. 11.20. Показатели обогащения Высокогор-
ской руды при различных способах питания ба-
рабанного сепаратора:
а, б и в — см, рис. 11.19: 1 — содержание железа
в концентрате; 2 — содержание железа в хво-
стах; 3 — эффективность обогащения
увлекаемая с магнитным продуктом, имеет
такую же концентрацию немагнитной фрак-
ции, как н вода в исходном питании. Исходя
из этого предположения, содержание магнит-
ной фракции в магнитном продукте |3М
(в долях ед.) приближенно определяется [21 ]
по формуле
фм = ®м/(ам 4- ^з?манРм/Ри)>
(11.76)
где ам и <хн — содержание соответственно
магнитной и немагнитной фракции в исход-
ной руде («и = 1 — ам), доли ед.; k3
1,0—1,2 — коэффициент заноса немагнит-
ного продукта в магнитный; ум — выход
магнитного продукта, доли ед.; Рм и —
отношение Ж • Т (по массе) соответственно
в магнитном продукте и в питании.
Равенство (11.76) показывает, что качество
магнитного продукта повышается с разбавле-
нием пульпы (с повышением /?п)-
На рис. 11.21 изображены кривые зависи-
мости содержания железа в концентрате [}
и в хвостах v от содержания твердого в пита-
нии Рп при мокром обогащении магнетитовой
руды крупностью —0.5-J-0 и —0,1 1-0 мм
[21 ]. Обогащение осуществлялось на бара-
банном прямоточном сепараторе с барабаном
диаметром 400 мм и длиной 200 мм. Удельная
производительность сепаратора для указан-
ной крупности составляла 10 т/(ч-м).
Из кривых, приведенных на рис, 11.21,
видно, что с уменьшением содержания твер-
дого в питании качество концентрата повыша-
ется, однако в хвостах содержание железа
также повышается сначала медленно, а затем
резко. Это, по-видимому, объясняется тем, что
Рис. 11.21. Зависимость р = /Х^РП) и й- /2(РП)
при мокром магнитном обогащении магнетитовой
руды крупностью - 0,5 -f- 0 (/) и — 0,1 -I- 0 мм
(2) на барабанном сепараторе
при одной и той же удельной производитель-
ности по твердому [в данном случае 10т/(ч*м) ]
с уменьшением содержания твердого в пита-
нии с 60 до 10 % резко возрастают объем
пульпы и скорость се прохождения через
рабочую зону.
При мокром обогащении важно, чтобы
нагрузки на сепаратор были постоянны не
только по массе, но и по содержанию твердого.
Это возможно при обеспечении стабильного
режима работы измельчительных и классифи-
цирующих устройств в результате их автома-
тизации.
Оптимальное содержание твердого в пита-
нии сепараторов в первых стадиях обогаще-
ния, где выделяются промпродукт и отваль-
ные хвосты, составляет около 40%, а в по-
следней стадии, где выделяется окончатель-
ный концентрат, около 30 % .
§ 6. Подготовка руды
перед магнитным обогащением
Руда перед магнитным обогащением подверга-
ется дроблению и измельчению. Выбор Дру-
гих подготовительных операций определяется
характеристикой руды и условиями процесса
обогащения. К этим операциям относятся:
грохочение, обеспыливание, обесшламлива-
155
ние, намагничивание п размагничивание,
сушка и обжиг руды *.
Грохочение руды. Условная ма-
гнитная сила резко падает с удалением от
рабочего органа (барабана, валка, диска и
т. п.) сепаратора. В результате при обогаще-
нии неклассифицированной руды с широким
диапазоном крупности на наиболее крупные
и наиболее мелкие частицы руды, проходящие,
на различном расстоянии от рабочего органа,
действуют разные по величине магнитные
силы, Это снижает эффективность разделения,
затрудняет правильный подбор условий обо-
гащения и выбор параметров рабочей зоны
сепаратора. Грохочение материала, как опера-
ция классификации по крупности, сближаю-
щая верхний и нижний пределы крупности
обогащаемой руды, повышает показатели
магнитного обогащения.
Размер отверстий сит при грохочении руды
перед сухим обогащением на сепараторах
с верхним питанием зависит от шага полюсов
магнитной системы или шага зубцов валка и
отношения магнитных восприимчивостей раз-
деляемых компонентов руды (см. равенство
(11.29).
При обогащении сильномагнитных руд
крупностью —50-ф-0 или —25-J-0 мм предва-
рительное разделение их на классы -фб (8)
и —6 (8) мм оказывает благоприятное влияние
на результаты магнитного обогащения. Слабо-
магнитные руды редко обогащаются При круп-
ности более 5—6 мм. Грохочение мелкой руды
малоэффективно и относительно дорого, по-
этому оно применяется лишь в отдельных
случаях, например, при доводке концентра-
тов руд редких металлов.
В табл. П.6 приведены результаты сухого
обогащения классифицированной и некласси-
фицированной восстановленной железной
руды Аккермановского месторождения на
барабанном сепараторе с верхним питанием,
а также результаты сухого и мокрого обога-
щения на валковых сепараторах классифици-
рованной и неклассифицированной марганце-
вой руды.
Обеспыливание и обесшлам-
ливание руды. В большинстве случаев
мелкую руду перед магнитным обогащением
подвергают обеспыливанию или обесшламли-
ванию.
В табл. 11,7 приведены сравнительные ре-
зультаты сухого обогащения мартитовой руды
Криворожского месторождения крупностью
—3-|-0 мм на валковом сепараторе с верхним
питанием, а также результаты мокрого
обогащения слива от промывки марганцевой
руды Никопольского месторождения на вал-
ковом сепараторе с нижним питанием.
II а м а г гиг ч и в а и п е сильно-
магнитных руд и материалов,
При мокром магнитном обогащении магнети-
товых руд применяют операции предвари-
тельного намагничивания и обесшламлива-
ния тон кон з мельчен ной руды в магнитных
конусах или гидросепараторах. Предвари-
* Обжиг железных руд рассматривается
в третьей книге настоящего Справочника.
156
тельно намагниченные частицы магнетита
осаждаются быстрее частиц пустой породы.
Удаление в слив тонкой пустой породы со-
значительным количеством воды ;также улуч-
шает последующее обогащение руды. Эта
операция предусмотрена в*схемах современ-
ных отечественных и зарубежных фабрик для
обогащения магнетитовых руд.
На фабрике № 2 Южного горно-обогатитель-
ного комбината (ЮГОК) в Кривом Роге слив
гидроциклонов, содержащий 90—92 % класса
—0,074 мм, перед магнитным обогащением
подвергается обесшламливанию в гидросепа-
раторах диаметром 5 м со встроенным на-
магничивающим устройством и автоматиче-
ским регулированием высоты слоя, осажден-
ного в чане магнетита.
Размагничивание сильно-
магнитных руд н материалов.
Флокулы из магнитных частиц образуются
при перемещении сильномагнитного мате-
риала через магнитное поле сепаратора или
намагничивающего аппарата. По выходе из
магнитного поля магнитные флокулы сохра-
няются, хотя их размеры уменьшаются, и,
если их не разрушить, при классификации
они попадают преимущественно в пески, нару-
шая нормальный процесс классификации,
а при фильтровании затрудняют отделение
воды и получение хорошо обезвоженного
кека. Поэтому в схемах мокрого магнитного
обогащения тонковкрапленных магнетитовых
руд для разрушения магнитных флокул перед
классификацией продуктов измельчения или
фильтрованием тонкого концентрата приме-
няют операцию размагничивания.
Сушка руды. При сухом магнитном
обогащении отрицательное влияние на про-
цесс обогащения оказывает сила взаимного
сцепления частиц, возрастающая с повыше-
нием влажности руды. Это особенно заметно
при уменьшении крупности руды. Так, для
смеси минералов (для плотной магнетитовой
руды) крупностью -—3-J-0 мм допустимое
содержание влаги не должно превышать
0,5—1 % ; для руды крупностью —6 }-0 мм —
1—1,5 % ; для руды — 12-j-0 мм — 2—2,5 %
и для руды крупностью —25-J-O мм — 3—
5 %.
Для пористой бурожелезняковой руды
допустимое содержание влаги при сухом
обогащении составляет 6—10%, что значи-
тельно выше, чем для плотных магнетитовых
или гематитовых руд (табл. 11.8)
При сухом обогащении обожженной буро-
железняковой руды влажностью 6 % выделе-
ние пыли резко уменьшается по сравнению
с обогащением сухой руды. Когда влажность
руды превышает 10 %, выделение пыли почти
полностью прекращается.
Допустимое содержание поверхностной
влаги при сухом обогащении должно опре-
деляться экспериментально для каждого типа
руды. Пересушка руды приводит нс только
к удорожанию процесса обогащения, но и
к увеличению пылеобразования.
В промышленной практике обогащение
железных руд после предварительной сушки
применяют на некоторых зарубежных фабри-
Таблица 11.6
Технологические показатели обогащения классифицированной
н неклассифицированной руды [21}, %
Подгото в ителька я операция Выход концен- трата Извлече- ние желе- за иля марганца Содер Концен- трат жание марганца X посты за или Питание Эффектив- ность обога- щения
Железная руда Аккермановского месторождения
(сухое магнитное обогащение)
Грохочение руды на классы —50+ 6 и —6+0 мм 87,0 93,9 46,7 20,3 43,2 16,5
Без грохочения (руда крупно- стью —50+0 мм) 88,6 93,1 45,4 26,2 43,2 10,8
Мытая марганцевая руда Никопольского месторождения
(сухое магнитное обогащение)
Грохочение руды на классы —5+3 и —З+о мм 47,8 ' 86,0 41,1 6,2 22,8 66,0
Без грохочения (руда крупно- стью —5+0 мм) 46,3 81,1 40,3 8,1 23,0 60,5
Мытая марганцевая руда Никопольского месторождения
(мокрое магнитное обогащение)
Грохочение руды на классы —5+3 и —З+о мм 46,7 82,0 40,7 7,8 23,0 61,5
Без грохочения (руда крупно- стью —54 0 мм) 43,5 74,8 39,8 10,3 23,1 54,7
Таблица II.7
Технологические показатели обогащения руды с предварительным
и без предварительного обесшламлнвания и обеспыливания [21 ], %
Подготовительная операция Выход Извле- чение железа или мар- ганца Содержание железа или марганца Эффектив- ность обо- гащения
Кон- центрат Хвосты Питание
Мартитовая руда (сухое магнитное обогащение)
Обеспыливание I 33,2 I 43,6 I 61,8 1 39,5 I 46,9 I 30,5
Без обеспыливания 1 46,6 | 51,7 | 51,6 | 41,8 [ 46,3 | 14,5
Марганцевая руда (мокрое магнитное обогащение)
Обесшламливание (по классу 37,6 55,2 31,0 15,1 21,0 28,8
0,03 мм) Без обесшламливания 37,8 49,4 25,8 16,1 19,8 18,3
Обесшламливание (по классу 46,9 60,7 26,2 15,6 20,3 22,1
0,01 мм)
157
Таблица II.8
Технологические показатели сухого магнитного обогащения
обожженной бурожелезняковой руды Аккермановского месторождения
крупностью —6+0 мм на барабанном сепараторе с верхним питанием, %
Содержание влаги в питании В ыход концентрата Извлечение железа Содержание железа Эффектив- ность обогащения
Концентрат Хвосты Питание
0 92,3 97,7 50,4 14,6 47,6 15,8
6 91,7 96,9 50,1 17,7 47,4 15,1
10 93,7 98,1 49,5 13,9 47,3 12,7
20 98,3 99,6 48,3 12,4 47,4 3,8
ках. На обогатительной фабрике «Отанмяки»
(Финляндия) магнетитовый концентрат круп-
ностью —0,15—[-0 мм, выделяемый на сепара-
торах для мокрого обогащения, подвергают
сначала сушке до содержания влаги 0,5 — 1 % ,
а затем обогащению на сухих быстроходных
барабанных сепараторах с верхним питанием
(для повышения содержания в нем железа и
снижения содержания титана) [21].
На некоторых фабриках ФРГ и Франции
бурожелезняковьге руды пли легкую фракцию
гравитационного обогащения подвергают:
сушке до содержания поверхностной влаги
0,5- -1 %, измельчению до крупности
—0,6 (0,8) мм, обеспыливанию и обогащению
на быстроходных валковых сепараторах для
сухого обогащения с верхним питанием [21 ].
На отечественных фабриках при сухом
магнитном обогащении грубых гравитацион-
ных концентратов руд редких металлов
концентрат предварительно подсушивают до
содержания в нем влаги менее 1 %.
Глава 2
Оборудование
для магнитного обогащения
При магнитном обогащении применяют обору-
дование различных типов — магнитные и
электромагнитные сепараторы, железоотдели-
тели, анализаторы, дешламаторы, намагничи-
вающие и размагничивающие аппараты [21].
Сепараторы состоят из следующих основных
узлов: магнитной или электромагнитной си-
стемы, питателя или питающего короба, рабо-
чего органа (барабана, валка, диска и т. п.),
предназначенного для извлечения магнитного
продукта и его удаления из рабочей зоны,
кожуха или ванны с отделениями для магнит-
ного и немагнитного продуктов и пульта
управления (при наличии электромагнитной
системы).
Л1агнитные поля сепараторов создаются
электромагнитными системами или магнит-
ными системами из постоянных магнитов.
158
Сильные поля сепараторов для слабомагнит
ных руд создаются электромагнитными систе-
мами. В сепараторах со слабым полем для
сильномагнитных руд большее распростране-
ние получили магнитные системы из постоян-
ных магнитов,
Расчет электромагнитных систем сепарато-
ров наиболее просто производится с помощью
моделирования трехмерных вихревых полей
без построения картины поля [75 ] Этот метод
дает достаточно высокую точность при опре-
делении магнитного потока, проводимости,
коэффициентов рассеяния.
Известны также расчеты магнитных и элек-
тромагнитных систем сепараторов со слабым
полем с применением построения картины
поля по методу Лемана—Рихтера [12].
Магнитопроводы электромагнитных систем
изготовляются из динамиой стали марок ЭА,
ЭАА. С учетом тяжелых условий работы
сепараторов па обогатительных фабриках
обмотки возбуждения электромагнитных си-
стем изготовляются, как правило, из медного
или алюминиевого провода, покрытого стекло-
волокнистой изоляцией (марки ПСД, АПСД,
ПСДК).
В магнитные системы барабанных сепарато-
ров, применяемых в промышленности, встро-
ены литые магниты из сплава 1ОН13ДК24,
представляющего собой анизотропный алюми-
ннево-нккелево-кобальто-железный сплав,
или керамические анизотропные магниты из
феррита бария (BaO-6Fe2O3).
В табл. II.9 приведены характеристики
анизотропных сплавов на основе алюминий—
никель—кобальт—железо, выпускаемых
в СССР и в зарубежных странах [2].
В состав литых магнитов входят дорогие и
дефицитные металлы — кобальт п никель.
Поэтому литые магниты заменяются керами-
ческими анизотропными ферритобариевыми
магнитами, изготовляемыми из сравнительно
дешевых и менее дефицитных материалов —
ВаСОз (15%) и Fe2Oj (85 %).
В последнее время ведутся разработки ма-
гнитных систем из анизотропных феррито-
стронцневых магнитов, обеспечивающих не-
сколько большую напряженность магнитного
поля сепараторов.
В табл. 11.10 приведены характеристики
анизотропных керамических магнитов из
Таблица 11.9
Характеристика анизотропных сплавов на основе алюминий —
никель — кобальт — железо *
Страна, фирма Марка сплава вг, Тл КА/м мкГ н/м (jBjC/)max' кДж/м3
СССР, ГОСТ 17809—72 ЮН14ДК24Т2 1,10 60 16,0—19,0 30
ЮШЗДК24 1,25 40 25,0—27,5 36
ЮН14ДК24 1,20 48 20,0—22,0 36
ЮН14ДК25А 1,35 52 24,0—25,0 56
ЮН15ДК25БА 1,25 62 16,5—21,5 56
США, «Красибл стил ком- Альнико А 1,20 57 20,0—21,0 39,8
пани» Альнико АВ 1,25 55 22,0—23,0 43,8
Альнико АВ 1,31 56 23,0—24,0 51,7
Англия, «Инглиш стил Алькомакс II 1,24 46 26,0—27,0 35,8
магнетик корп-» Алькомакс 111 1,25 54 23,0—24,0 40,6
Нидерланды, «Филлипс» Тикопаль 650 1,30 56 24,0—25,0 51,7
Тикональ 750 1,34 60 22,0—23,0 59,7
Тикональ 900 1,06 111 9,0—10,0 71,6
Япония, «Сумитомо спе- К-5 1,23—1,33 48-53 22,0—23,0 35,8—43,8
шиал металз» К-5 1,25—1,35 50—58 21,0—22,0 42,2—50,2
К-7 1,30—1,40 54—60 23,0—24,0 53,3—63,7
ФРГ, «Дейче Эделшталь- Эрстит 500 1,205 52 23,0—24,0 39,8
верке АГ» Эрстит 600 1,25 56,5 21,0—22,0 46,6
Эрстит 700 1,25 55,7 21,0—22,0 49,3
* Вр и Нр — индукция И напряженность магнитного поля в точке (Btf)max (см- ряс. П-22).
феррита бария, выпускаемых в СССР и за
рубежом [2].
Керамические магниты по сравнению с ли-
тыми из сплава ЮН13ДК24 имеют значитель-
но меньшую остаточную магнитную индукцию
Вг, но большую коэрцитивную силу Нс
(см. табл. II.9 и 11.10), что сказывается на
форме и размерах полюсов .магнитных систем
сепараторов.
При использовании сплава ЮН13ДК24
отношение высоты полюса к его ширине
равно 2,5—3, для керамических магнитов оно
составляет 0,6—I; полюса из керамических
магнитов имеют значительно меньшую высоту,
но большую ширину по сравнению с полюсами
из литых магнитов.
Керамические магниты из феррита бария
(см. табл. 11.10 и рис. 11.22) имеют меньшую
магнитную энергию по сравнению с литыми
из сплава ЮН13ДК24. Однако при правиль-
ном выборе параметров магнитной системы
сепаратора они обеспечивают напряженность
поля, равную и даже большую, чем литые
магниты.
Барабаны, вапны и некоторые другие
детали магнитных сепараторов должны быть
Таблица 11.10
Характеристика анизотропных керамических магнитов из феррита бария
Страна, фирма Марка феррита вг, Тл ЯС1}, кА/м МкГн/м (В/Рта v, кДж/м3
СССР 15БАЗОО 0,30 200 1,50 15,0
25БА170 0,38 165 1,44 25,0
США, «Красибл стил компани» Ферримаг 5 0,395 159 — 27,9
Англия, «Балфур энд Дарвине л. т. д.» Фероба II 0,39 239 — 25,5
Нидерланды, «Фил- Ферроксдюр 330 К 0,37 239 — 27,1
лице» Ферроксдюр 36OR 0,39 255 — 28,7
Япония, «Сумитомо спешиал металз» FXD2 0,35—0,40 135-159 — 21,5—26,3
ФРГ, «Фрид Крупп Коэрокс 300R 0,35—0,40 159—127 — 22,3—27,9
Видна фабрик магнет- верк штоффс» Коэрокс 300 0,34—0,38 199—151 — 21,5—25,5
159
Таблица II.11
Классификация сепараторов по ГОСТ 10512—78
Параметры ЭБМ-80/170 ЭБМ-80/250 ПБМ-90/250 ПБМ-П-90/250 ПБМ-ПП-90/250 ПБМ-ПЦ-90/250 ПБМ-ППЦ-90/250 ПБМ-90/300 ПБМ-П-90/300 ПБМ-ПП-90/300 ПБМ-120/300 ПБМ-П-120/300 ПБМ-ПП-1 20/300 ПБМ-ПЦ-120/300 ПБМ-ППЦ-120/300 ПБМ-150/400 ПБМ-П-150/400 ПБМ- ПП-1 50/400 ПБМ-ПЦ-150/400 ПБМ-ППЦ-150/400 ПБС-63/50 ПБСЦ-63/50 ПБС-63/100 ПБСЦ-63/100
Диаметр рабочей части бара- бана или валка, мм 800 900 1200 1500
Длина барабана (включая ре- борды) или рабочая длина валка, мм 1700 2500 3000 4000 500 1000
Число барабанов или валков 1
Напряженность магнитного поля 1 в рабочей зоне на по- верхности барабана или на выступе валка, кА/M, не ме- нее 150 105 125 2 105 125 3 — 85
Номинальная мощность элек- троприводов барабанов или валков, кВт, не более 3,0 4,0 5,5 7,5 — 3,0 5,5
Габаритные размеры, мм не более: длина (вдоль оси барабана или валка) 3100 3900 3100 — 4000 — 1200 1600
ширина 2100 2000 — 2700 — 2300 2400 ,
высота 2300 2200 - 2700 2000 2000
Масса (без пускорегулирую- щей аппаратуры и блоков пи- тания водой), кг не более 5100 3 7500 3 4000 7400 — 1200 2000
Уровень звука L^A, дБ, не более 80 70 70 — 75 85 | i
1 Напряженность магнитного поля указана для перечистных барабанов, для основных барабанов —на
2 Напряженность указана для магнитных систем из магнитных материалов с энергией не ниже 28
3 Включает массу трансформаторного масла, заполняющего барабан.
4 Напряженность магнитного поля указана для сепаратора без разгрузочных щелей в полюсных на
немагнитными, на обладать механической
прочностью и износостойкостью. Они изготов-
ляются из нержавеющей немагнитной хромо-
никсль-титановой стали марки Х18Н9Т,
пластмассы (стеклопластик, текстолит и др.),
марганцовистой стали. Для защиты кожухов
-барабанных сепараторов от износа их покры-
вают резиной или листами из нержа-
веющей немагнитной стали толщиной 1—
1,6 мм.
160
Для магнитного обогащения различных
полезных ископаемых предложено и разрабо-
тано большое количество сепараторов, отли-
чающихся друг от друга принципом работы и
конструкцией [21; 23; 25; 33; 40; 43].
В табл. 11.11 приводится классификация
сепараторов по ГОСТ 10512—78.
Различные типы и исполнения сепараторов
обозначены в ГОСТ 10512—78 следующим
образом:
11БСЦ-63/200 4ПБС-63/200 ПБС-90/200 ПБСЦ-90/200 ozi/08-эзе 2ЭБМ-30/100 4ЭБМ-30/100 2ЭВМ-38/250 4ЭБМ-38/250 8ЭВС-16/100 8ЭВС-В-16/100 и сП ф ЭВС-36/50 2ЭВС-36/100 <3 2
630 900 800 300 380 160 280 360
2000 2000 1700 1000 2500 1000 90 500 1000
4 1 2 4 2 4 8 1 1 2 4
100 ПО1 2 100 190 1200 1250 1350 1400 1350 1350 1400 4
— 8,2 — 6 6 9 15 33 24 2,2 7,5 15 16
- 3000 — 3500 3000 5300 5300 3600 850 2100 2700 2600
— 3000 — 3000 1900 2200 2600 2900 2500 1500 1600 2300 2300
— 2800 — 2500 1800 2400 2600 3000 3500 1850 1850 2000 2400
— 10 500 — 8000 3 7000 12 000 20 000 37 500 20 000 1100 4000 8800 13 000
85 — 85 80 85
50 % ниже.
.ТЛ'КА/М.
конечннках, с разгрузочными щелями — на 10 % ниже.
1 - я буква — Э — электромагнитные, П —
с постоянными магнитами;
2-я п 3-я буквы —- БМ — барабанные для
мокрой сепарации, БС — барабанные для
сухой сепарации, ВМ — валковые для мокрой
сепарации, ВС — валковые для сухой сепа-
рации;
последующие буквы — П — с противоточ-
ной ванной, ПП — с полупротивоточиой ван-
ной, ПЦ — с противоточной циркуляционной
6 Заказ 219
ванной, ППЦ — с полупротивоточной цирку-
ляционной ванной, Ц-—работающий в цен-
тробежном режиме (высокая скорость враще-
ния барабана), В — верхняя подача литания
в рабочую зону.
Ниже дано краткое описание сепараторов,
выпускаемых серийно по ГОСТ 10512—78,
а также некоторых сепараторов, не предусмо-
тренных данным ГОСТом (снятых с производ-
ства, но еще широко применяемых на обогати-
161
Рис. IL22. Кривые размагничивания и магнитной
энергии литых магнитов и сплава ЮИ13ДК24 (/)
и керамических магнитов из анизотропного фер-
рита бария 25БА170 (2)
тельных фабриках, и новых конструкций,
успешно прошедших промышленные испыта-
ния).
Фактические параметры сепараторов в ряде
случаев отличаются от нормативных пара-
метров, приведенных в ГОСТ 10512—78.
§ 1. Магнитные
и электромагнитные сепараторы
со слабым полем
для сухого обогащения
Электромагнитный барабан-
ный сепаратор с верхним пи-
танием 171-СЭ (рис. 11.23, табл. 11.11 п
11.12) предназначен для обогащения крупно-
кусковой магнетитовой руды. Сепаратор
171-СЭ имеет электромагнитную систему с по-
люсами в виде стальных секторов, полярность
которых чередуется вдоль оси барабана.
Между секторами расположены катушки
обмотки с охлаждающими элементами. Охлаж-
дение водяное.
Руда с содержанием влаги не более 4—5 %
поступает в приемную коробку, откуда вибра-
ционным питателем подается на барабан рав-
номерным слоем. Магнитные частицы притя-
гиваются к поверхности барабана вблизи
полюсов электромагнитной системы, выно-
сятся в область ослабленного магнитного
поля в нижней части барабана, где происходит
их разгрузка. Немагнитные частицы отделя-
ются от поверхности барабана в верхней его
части и попадают в хвостовой отсек.
Сепараторы 171-СЭ обычно применяют наг
фабриках сравнительно невысокой^произво-
дительностп.
162
Таблица 11.12
Техническая характеристика магнитных барабанных сепараторов
для сухого обогащения
Параметры 171-СЭ 168-СЭ ! 189-СЭ 206-СЭ 251-СЭ 1 ПБСЦ-63/200 ЭБС-80/170
Размер барабана, мм: диаметр 900 900 600 600 630 630 800
длина 1000 1000 2000 500 1000 2000 1700
Число барабанов 1 3 4 1 I 1 1
Крупность обогащаемой ру- 50 50 50 3 3 3 15
ды, мм, не более Напряженность поля на по- верхности барабанов, кА/М: верхних 110—120 55—64 80—88 100 100 100 191
нижних — 110— 110— — — —
Частота вращения бараба- нов, мин-1: верхних 25 — 120 43 — 120 49— 40— 40— 40— 34
нижних 25 102 31—49 300 300 300 .
Мощность возбуждения поля, 5,5 8,3 — — — 6,4
кВт Производительность, т/ч 60 140 400 До 20 До 50 До До 100
Номинальная мощность при- 1,1 3,6 7,6 3,0 4,5 100 7,5 3,0
вода и питателя, кВт Габаритные размеры сепара- тора, мм: длина 2280 2290 2710 880 1475 2510 3090
ширина 2440 2830 2900 1260 2070 2200 2515
высота 2795 4550 2720 2700 2750 2750 2030
Масса, т 4,7 12,5 10,0 0,6 1,5 2,9 7,5
Изготовитель Воронеж- — Воронеж- — — Ворошилов-
ский завод горно-обо- гатительно- го оборудо- вания ский завод гарно-обо- гатительно - го оборудо- вания градский завод уголь- ного маши- ностроения им. Пархо- менко
Электромагнитный бара-
банный сепаратор с верхним
питанием 168-СЭ (рис. 11.24, см. табл.
11.12) предназначен для обогащения крупно-
кусковой магнетитовой руды. Сепаратор
168-СЭ имеет два параллельно работающих
верхних барабана и один нижний, на котором
производится перечистка немагнитного про-
дукта, выделяемого па верхних барабанах.
Повышенная напряженность поля нижнего
барабана обеспечивается большим числом
ампер-витков обмотки и наличием охлаждаю-
щих элементов, через которые пропускается
вода.
По принципу работы сепаратор 168-СЭ
аналогичен сепаратору 171-СЭ.
Магнитный барабанный се-
паратор 189-СЭ (по ГОСТу —
4ПБС-63/200) с верхним витанием (рис. П.25,
6*
см. табл. 11.11 и II.12) предназначен для
обогащения круп но кусковой магнетитовой
РУДЫ.
В сепараторе 189-СЭ на двух нижних
барабанах производится перечистка немагнит-
ного продукта, выделяемого на верхних
барабанах.
По принципу работы сепаратор 189-СЭ
аналогичен сепараторам 171-СЭ и 168-СЭ,
Верхние барабаны сепаратора имеют пяти-
полюсные, а нижние — трехполюсные ма-
гнитные системы из сплава ЮН13ДК24,
полярность которых чередуется по периметру
барабана, что обеспечивает магнитное переме-
шивание руды. Вместо встроенного в сепа-
ратор 168-СЭ вибрационного питателя в сепа-
раторе 189-СЭ имеется лишь приемная ко-
робка с распределителем руды на оба бара-
бана. Распределитель (металлическая пло-
163
Питание
Магнигтшь'й Пром-
продукт продукт
Не маг- Магнитный
нитный продукт
Рис. 11.26. Магнитный барабанный сепаратор
206-СЭ:
/ — бункер; 2 — вибрационный питатель; 3 —
магнитная система; 4 — барабан; 5 — патрубок
для отсоса пыли; 6 — скребок; 7 — кожух с при-
емниками продуктов сепарации; 8 — рама
Рис. 11.24. Электромагнитный барабанный сепа-
ратор 168-СЭ:
7 — барабаны; 2 — электромагнитные системы;
3 — электровибрацнонный питатель; 4 — рама
с кожухом
Рис. 11.25. Магнитный барабанный сепаратор
189-СЭ:
J — барабаны; 2 — пятиполюсные магнитные си-
стемы; 3 — трехполюсные магнитные системы;
4 — рама с кожухом; 5 — приемная коробка
с распределителем питания; 6 — редукторы при-
вода
щадка, закрепленная па валу и поворачивае-
мая приводным механизмом) обеспечивает
подачу руды поочередно на левый и правый
барабаны. Высокая производительность сепа-
ратора 189-СЭ (400—500 т/ч на руде круп-
ностью —50-J-0 мм) позволяет сопрягать его
с дробилками среднего дробления и подавать
руду в распределитель сепаратора из бункера
ленточным конвейером или вибропитателем.
Верхние барабаны сепаратора 189-СЭ имеют
привод, позволяющий ступенчато регули-
ровать частоту их вращения в пределах 50—
100 мин-1 и, таким образом, изменять каче-
ство и выход магнитных продуктов. Частота
вращения нижних барабанов изменяется
в пределах 30—50 мин-1.
В отделении сухой сепарации обогатитель-
ной фабрики ССГОКа сепаратор 189-СЭ
работает параллельно с электромагнитными
сепараторами 168-СЭ.
Магнитный барабанный се-
паратор 206-СЭ (по ГОСТу —
ПБСЦ-63/50) (рис. 11.26, см. табл. II.II и II. 12)
предназначен для обогащения мелкозерни-
стой магнетитовой руды, получения высоко-
качественных железных порошков и обезже-
лезнения различных материалов.
164
Сепаратор 206-СЭ имеет многополюсную
магнитную систему с полюсами из сплава
ЮН13ДК24. Шаг полюсов системы равен
50 мм, частота вращения барабана достигает
300 мин-1. Частота магнитного поля при этом
равна 90 Гц.
В последнее время в связи с дефицит-
ностью сплава ЮН13ДК24 Гипромашобога-
щением разработана магнитная система с по-
люсами из ферритобариевых магнитов.
Испытания сепаратора 206-СЭ показали,
что при быстроходном режиме его работы
происходит почти полное разрушение магнит-
ных флокул и наблюдается хорошее разделе-
ние свободных частиц и сростков. На этом
сепараторе выделяются отвальные хвосты,
готовый концентрат и промежуточный про-
дукт, поступающий на доизмельчение и
повторное мокрое магнитное обогащение.
Сухое обогащение мелкой магнетитовой руды,
если оно возможно при данной вкрапленности
минералов и влажности руды, резко сокра-
щает количество материала, поступающего на
тонкое измельчение и обогащение.
Сепаратор 206-СЭ при тихоходном режиме
работы весьма эффективен для удаления
окалины из флюсов, обогащения ванадийсо-
держащих шлаков, очистки окалины от не-
магнитных примесей, обезжелезнения слабо-
магнитных руд перед их обогащением иа
сепараторах с сильным полем для сухого
обогащения. Механобром и Гипромашобога-
щением разработаны быстроходные сепара-
торы 251-СЭ (по ГОСТу — ПБСЦ-63/100) н
ПБСЦ-63/200 для сухого обогащения (см.
табл. Н.П), аналогичные по конструкции
сепаратору 206-СЭ, по имеющие большую
длину барабана.
Электромагнитный бара-
банный сепаратор ЭБС-80/170
(рис. 11.27, см. табл. II.II и 11.12), разрабо-
танный Гипромашуглеобогащением и Урал-
механобром, предназначен для обогащения
мелкой магнетитовой руды крупностью менее
15 мм. Сепаратор имеет секторную электро-
магнитную систему.
Руда поступает на электромагнитный вибра-
ционный питатель и транспортируется по
нему, ссыпаясь с трех последовательно рас-
положенных ступеней. Магнитные частицы
при этом притягиваются к барабану, направ-
ление вращения которого противоположно
движению руды по вибролотку, и разгружа-
ются после прохождения верхней точки бара-
бана.
Немагнитные частицы разгружаются с пи-
тателя в соответствующий приемник. Много-
кратное свободное падение и встряхивание
частиц вибропитателем обеспечивают более
полное извлечение магнитной фракции и ее
высокую чистоту.
За рубежом выпускаются быстроходные
барабанные сепараторы двух типов — «Лау-
рила» и «Мертселл» [21]. В сепараторе
«Лаурила» вращаются и барабан, и магнитная
система, а концентрат разгружается при
помощи индукционной стальной щетки, Бегу-
щее магнитное поле в этом сепараторе, созда-
ваемое вращением магнитной системы и
барабана навстречу друг другу, более эффек-
тивно, чем бегущее поле, создаваемое враще-
нием только одного барабана. Однако сепа-
ратор «Лаурила» сложнее, чем сепараторы
206-СЭ и «Мертселл»; он требует более точного
изготовления магнитной системы и устране-
ния вибраций, возникающих при большой
скорости вращения последней. По этим
причинам сепаратор «Лаурила» не получил
широкого применения на практике.
Сепаратор «Мертселл», являющийся прото-
типом сепаратора 206-СЭ, выпускается фир-
мой «Сала» (Швеция) в одно-, двух- и трех-
165
.1
Таблица 11.13
Режим работы магнитных барабанных сепараторов «Мертсёлл» фирмы «Сала» при выделении концентрата, промпродукта или хвостов
Параметры Магнитный продукт Промпродукт Немагнитный продукт
Крупность руды, ММ —0,15 — 1,0 — 12,5 —0,15 — 1,0 -12,5 —0,15 — 1,0 — 12,5
Окружная скорость бара- бана, м/с 4,5—6,0 4,5—6,0 3,5—4,5 3,5—4,5 3,5—4,5 3,0—3,5 1,5 1,5 1,5
Шаг полюсов, мм 25 45 65 25 45 65 45 45 65
Допустимое содержание влаги, % 0,5 1,0 2,5 0,5 1,0 2,5 0,5 1,0 2,5
Удельная производитель- ность, т/(ч-м) 10—17 15—30 30—50 15—25 25—35 40—55 10—17 15—30 30—50
Таблица П, 14
Технологические показатели обогащения руды на магнитных барабанных сепараторах 168-СЭ и 189-СЭ для сухого обогащения
Тип сепаратора Обогатительная фабрика Продукт Питание Магнитный продукт Содержание железа в не- магнитном продукте, %
Производи- тельность, т/ч Крупность, мм Содержание железа, % Выход, % Содержание железа, % Извлечение железа, %
168-СЭ Качканарского ГОКа Дробленая руда после грохочения 80 80 —25-1-15 -15+10 17,5 17,8 92,8 94,0 18,3 18,5 97,0 97,5 7,2 7,4
168-СЭ 189-СЭ ССГОКа Дробленая руда после грохочения 120—140 400—500 —40+0 —40+0 47,3 47,3 87,0 86,0 51,2 51,5 94,0 93,7 21,5 21,6
Таблица 11.15
Технологические показатели обогащения различных руд и концентратов
иа магнитном барабанном сепараторе 206-СЭ для сухою обогащения
Продукт Питание Магнитный продукт Содер* жание железа в немаг- нитном продукте, %
Произво- дитель- ность, т/ч Содер- жание класса — 0,074ым, % Содер- жание железа, % Выход, % Содер- жание ж ел оз а» 4 Извле- чение железа» %
Концентрат Олене- 8 19,4 62,1 61,6 69,7 69,2 49,8
горского ГОКа Концентрат ЮГОКа 8 84,3 63,9 71,0 68,7 76,4 52.0
Руда: ССГОКа 5 22,0 51,2 59,0 63,8 73,5 33,2
3 38.9 51,6 64,3 63,2 78,7 30,7
4 72,2 51,1 70,2 61,1 83,8 27,9
ЮГОКа 6 38.9 38,9 49,0 61,0 76,9 17,7
3 38,5 38,5 50,7 60,5 79,6 16,0
» 4 93,4 37,9 51,8 58,9 80,5 15,3
барабанном исполнении с регулируемой ско-
ростью вращения барабанов. Нижние бара-
баны служат для перечистки продуктов обога-
щения, выделенных на верхнем барабане.
Фирма «Сала» производит быстроходные
сепараторы с барабанами диаметром 600 мм
(в отдельных случаях 400 мм) различной
длины (до 2000 мм). Шаг полюсов магнитной
системы в зависимости от крупности обога-
щаемой руды составляет 25, 45 и 64 мм.
Режимы работы барабанных сепараторов
фирмы 1.Сала» приведены в табл. II. 13.
Технологические показатели обогащения
различных материалов на магнитных сепара-
торах со слабым полем приведены в табл.
П.14 и 11.15,
§ 2. Магнитные сепараторы
со слабым полем
для мокрого обогащения
Для мокрого обогащения сильномагнитных
руд применяются барабанные магнитные
сепараторы со слабым полем с нижним пита-
нием с прямоточной (рис. 11.28, а), противо-
точной (рис. 11.28, б, е) и полупротивоточной
(рис. II.28, ?) ваннами.
У прямоточных сепараторов через зону
извлечения проходит весь объем питания,
тогда как у противоточных и полупротиво-
точных — в основном немагнитная его часть
[24]. При низком содержании магнитной
фракции в питании, т. е. при большом выходе
хвостов (>50%), технологические показа-
тели работы сепараторов с тремя типами ванн
близки между собой. При высоком же содер-
жании магнитной фракции в питании, т. е.
при малом выходе хвостов (>30 %), техноло-
гические показатели работы прямоточных
сепараторов значительно уступают показа-
телям работы противоточных и полупротиво-
точных сепараторов.
Прямоточные сепараторы пригодны для
руды крупностью 6 мм и менее, противоточ-
ные — для руды крупностью 2 (3) мм и менее,
полупротивоточные — для руды крупностью
0,3 мм и менее. Полупротивоточные сепара-
торы можно применять и на более крупном
материале — на сливе классификаторов или
гидроциклонов крупностью —0,5-j-O мм (60—
70 % класса —0,074 мм). Однако в этом слу-
чае для обеспечения их надежной работы
необходимо полностью исключить возмож-
ность попадания в сепаратор случайных
крупных кусков руда].
Сепараторы с различными типами ванн
при прочих равных условиях обеспечивают за
один прием обогащения примерно одинаковое
качество магнитного продукта. Для последо-
вательного осуществления нескольких прие-
мов обогащения с перечисткой магнитного
продукта необходимо учитывать удобство
компоновки сепараторов с различными ван-
нами. Конструктивные особенности прямо-
точных и полупротивоточных сепараторов
позволяют компоновать их горизонтально.
Компоновка противоточных сепараторов тре-
бует значительного перепада высот (600—
1000 мм) между соседними сепараторами.
Прямоточные сепараторы при прочих рав-
ных условиях потребляют мощность, мень-
шую в Г,5—2 раза, чем противоточные. Полу-
противоточные сепараторы по потребляемой
мощности занимают промежуточное положе-
ние. Противоточные сепараторы по сравнению
с прямоточными и полупротивоточнымп имеют
наибольший износ барабана и ванны. По
надежности эксплуатации прямоточные сепа-
раторы превосходят противоточные и полу-
противоточные. Полупротивоточные сепара-
торы весьма чувствительны к изменениям
производительности, крупности и плотности
питания. Уменьшение производительности
ниже допустимого предела, повышение круп-
ности и плотности питания полупротивоточ-
иого сепаратора могут привести к его забива-
нию.
Для I стадии обогащения на разгрузке
стержневой мельницы крупностью —6-J-0 мм
167
a
5
Питание
Продень
пульпы
Уровень
пульпы
Зернистый и
тонкозернис-
тый немаг-
нитные про-
дукты
^^Тонкозернистый
“ немагнитный про-
дукт
Питание
Магнит-
ный
продукт Магнитный
продукт
Зернистый Д
немагнит-
g ный продукт
Питание
Магнитный
. продукт
Зернистый
немагнитный
продукт
Тонкозернистый
немагнитный
продукт
Питание
Уровень
пульпы
Магнитный
продукт
Зернистый и
тонкозернистый
немагнитнь/е про-
дукты
Рис. П.28. Схемы магнитных барабанных сепа-
раторов для мокрого обогащения со слабым полем
с различными типами ванн
к установке рекомендуются прямоточные
сепараторы. Для I стадии обогащения на
разгрузке стержневой мельницы крупностью
—2^-0 мм и на сливе классификатора круп-
ностью —1,0 (0,5)4-0 мм предпочтительны
прямоточные или противоточные сепараторы.
При большом выходе хвостов 050%) и
необходимости перечистки магнитного про-
дукта предпочтение следует отдавать прямо-
точным сепараторам. Для I стадии обогаще-
ния на сливе классификатора крупностью
—0,5-]-0 мм (>60—70 %, класса —0,-074 мм)
при содержании твердого в питании не выше
40—50 %, значительном выходе хвостов
О40 %) и необходимости перечистки магнит-
ного продукта к установке рекомендуются
полупротивоточные сепараторы. Для II ста-
дии обогащения на разгрузке шаровой мель-
ницы (крупностью —0,5-40 мм), работающей
в замкнутом цикле с гпДроциклонами, реко-
мендуются противоточные сепараторы. Для
III стадии обогащения на сливе гидроциклона
крупностью —0,3 40 мм и меиее рекоменду-
ются полупротивоточные сепараторы.
На отечественных обогатительных фабри-
ках широко применяют магнитные барабан-
ные сепараторы 167-СЭ, 26-СБ, 167ПП-СЭ
{с барабанами диаметром 600 мм и длиной
1500 мм); ПБМ-4ПА, ПБМ-4ППА (с бараба-
нами диаметром 800 мм и длиной 2500 мм);
168
209-СЭ, 209П-СЭ, 209ПП-СЭ (с барабанами
Диаметром 900 мм и длиной 2500 мм);
ПБМ-П-120/300, ПБМ-ПП-120/300 (с бараба-
нами диаметром 1200 мм и длиной 3000 мм).
Для оснащения строящихся фабрик большой
и средней производительности в основ-
ном используются сепараторы 209-СЭ,
209П-СЭ, 209ПП-СЭ, ПБМ-П-120/300 п
ПБМ-ПП-120/300,
Прямоточный магнитный
барабанный сепаратор 167-СЭ
(рис. 11.29, табл. 11.16) предназначен для
обогащения сливов стержневой мельницы и
кл ассифи катеров.
Сепаратор 167-СЭ имеет трехполюсную
систему из никель-кобальтовых магнитов
(сплав ЮН13ДК24), укрепленных на ярме из
динамной стали. Разработана также четырех-
полюсная система из ферритобариевых магни-
тов, Величина напряженности магнитного
поля сепаратора 167-СЭ на расстоянии 9 мм от
поверхности полюсов показана на рис. 11.30.
Питание по двум трубам направляется
в загрузочную коробку сепаратора, откуда
равномерным слоем подается на питающий
лоток ванны под вращающийся барабан.
Магнитные частицы под воздействием магнит-
ного поля притягиваются к барабану и пере-
мещаются к краю магнитной системы, где они
отделяются от барабана и самотеком посту-
пают в разгрузочную коробку. Немагнитные
частицы вместе с основной массой воды
разгружаются через хвостовые насадки и
хвостовой патрубок.
В ванне сепаратора поддерживают постоян-
ный уровень пульпы, подбирая сечения отвер-
Рис. 11.29. Прямоточный магнитный барабанный
сепаратор 167-СЭ:
1 — барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна;
4 — загрузочная коробка; 5 — питающий лоток;
О — концентратный лоток; 7 — хвостовые на-
садки; 3 — хвостовой патрубок; 9 — рама; 10 —
разгрузочная коробка; // — брызгало
Рис. 11,31. Противоточный магнитный барабан-
ный сепаратор 26-СБ:
1 — барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна;
4 — загрузочная коробка; 5 — питающие па-
трубки; 6 — питающий лоток; 7 — хвостовой
патрубок; 8 — рама; 9 — брызгало
Рис. П.30. Напряженность магнитного поля на
расстоянии 9 мм от поверхности полюсов трех-
полюсной системы из никель-кобальтовых магни-
тов (пунктирная ливня) и четырехполюсной си-
стемы из ферритобариевых магнитов (сплошная
линия)
Рис. П.32. Полупротивоточный магнитный ба-
рабанный сепаратор 167ПП-СЭ:
1 — барабан; 2 — магнитная система; 5 — ванна;
4 н 10 — соответственно загрузочная и разгрузоч-
ная коробки; 5, 7 к~11 — брызгала; 6 — отделение-
промывки концентрата; 8 — хвостовые патрубки;
9 — рама
стий хвостовых насадок в соответствии
с производительностью сепаратора по объему
пульпы. Излишек пульпы с тонкими шламами
пустой породы переливается через сливной
порот и разгружается через хвостовой патру-
бок.
Барабан я лотки футерованы резиной.
Зазор между барабаном и питающим лотком
для руды крупностью менее 1 —1,5 мм состав-
ляет 25 мм, а для руды крупностью
1,5—6 мм — 35 мм.
Противоточный магнитный
барабанный сепаратор 26-СБ
(рис. II.31, см. табл. 11,16) предназначен для
обогащения сливов шаровых мельниц и клас-
сификаторов.
Сепаратор имеет четырехполюсную магнит-
нуго систему из литых никель-кобальте вых
магнитов (сплав ЮН13ДК24), укрепленных
на ярме из динамной стали.
Питание по трубе поступает в загрузочную
коробку сепаратора, откуда двумя- питаю-
1.6»
Таблица 11.16
Техническая характеристика магнитных барабанных сепараторов для мокрого обогащения
Параметры 167-СЭ 26-СБ 167ПП-СЭ (1233-5Д) ПБМ-4ПА ПБМ-4ППА
Размеры барабана, мм: диаметр 600 600 600 800 800
длина 1500 1500 1500 2500 2500
Тил ванны Прямотой- Против о- Полупро- Противо- Полупро-
ная точная тивоточная точная тивоточная
Крупность обогащаемой ру- —64-0 —2,04-0 —0,2—0 —2,0+0 -0,24-0
ды, мм Напряженность поля на по- верхности барабана, кА/м: при системе из никель-ко- 80—88 80—88 80—88 88 88
бальтовых магнитов при системе из феррито- 95 95 95 95 95
бариевых магнитов Частота вращения бараба- 39 39 39 29 29 '
па, мин-1 Производительность, т/ч До 35 До 60 До 15 140-200 15-70
Номинальная мощность при- 1,1 2,2 1,1 3,0 3,0
вода, кВт Габаритные размеры, мм: длина 2080 2080 2080 3320 3300
ширина 1330 1350 1410 1510 1450
высота 1470 1470 1470 1650 1650
Масса, т: при системе из никель-ко- 1,2 1,2 1,2 3,0
бальтовых магнитов при системе из феррито- — — — — 2,9
бариевых магнитов Изготовитель Воронеже <ий завод
щимн патрубками направляется на питающий
лоток и под вращающийся барабан. Магнит-
ные частицы под действием магнитного поля
притягиваются к барабану и перемещаются
к краю магнитной системы, где они отделя-
ются от барабана и разгружаются. Немагнит-
ные частицы вместе с основной массой воды
разгружаются через хвостовой патрубок.
Зазор между барабаном н дном ванны
составляет 35—40 мм.
Полупротивоточный ма-
гнитный барабанный сепара-
тор 167ПП+Э (рис. 11.32, см, табл. II.16)
предназначен для обогащения сливов гидро-
циклонов, классификаторов или песков деш-
ламаторов с содержанием более 60—70 %
класса—0,074 мм.
Сепаратор имеет магнитный барабан, анало-
гичный по конструкции барабану сепаратора
167 О.
Питание по трубе поступает в загрузочную
коробку сепаратора, откуда направляется
.в нижнюю часть ванны, под вращающийся
170
барабан. Магнитные частицы под действием
магнитного поля притягиваются к барабану
и перемещаются к краю магнитной системы,
где они отделяются от барабана п разгружа-
ются, 11емагнитные частицы разгружаются
через хвостовой порог и хвостовой патрубок.
Из брызгал подается дополнительная вода
для разбавления питания, а также вода для
промывки концентрата.
Зазор между барабаном и хвостовым лот-
ком составляет 40—50 мм.
Противоточный магнитный
барабан ныйсепаратор ПБМ-4ПА
(рис. И.33, см. табл, II.16) предназначен
для обогащения сливов классификаторов и
шаровых мельниц.
Сепаратор ПБМ-4ПА имеет два варианта
магнитных систем — пятнполюсную с литыми
магнитами из сплава ЮН13ДК24 и шести-
полюсную с керамическими магнитами из
феррита бария.
По принципу работы сепаратор ПБМ-4ПА
аналогичен сепаратору 26-СБ.
209-СУ 209П-СЭ 1 . . 309ПП-СЭ 209ЦП-СЭ 209ЦПП-СЭ ПБМ-П-1 20/300 ПБМ-ПП-120/300
900 900 900 900 900 1200 1200
2500 2500 2500 2500 2500 3000 3000
Прямотой- Противо- Полупро- Противо- Полупротцво- Противо- Полупро-
ная точная тивоточная точная с циркуля- цией кон- центрата точная с цир- куляцией кон- центрата точная тивоточная
—64-0 —2,0+0 —0,2+0 —2,0+0 —0,2+0 4,0—0 0,2—0
88—95 88—95 88—95 88—95 88—95 - —
95—104 95—104 95—104 95—104 95—104 111—135 111-135-
26 26 26 26 26 19 19
130—180 160—250 40—90 50—150 15—40 200—300 50—10»
4,0 4,0 4,0 4,0 4,0 7,5 7,5
3030 3030 3030 3030 3080 3670 3760
1700 1700 1720 1750 1790 2235 2235
1880 2090 1980 1880 2055 2370 3370
3,6 3,7 3,6 3,9 3,9 — —
3,3 3,3 3,3 3,6 3,7 7,0 6,9
горнообогатительного оборудования
Полупротивоточный ма-
гнитный барабанный сепара-
тор ПБМ-4ППА (рис, 11.34, см. табл. II. 16)
предназначен для обогащения сливов гидро-
циклонов, классификаторов и песков дешла-
маторов, содержащих более 60 % класса
—0,074 мм.
Сепаратор ПБМ-4ППА имеет такие же
магнитные системы, как и сепаратор
ПБМ-ДПА.
По принципу работы сепаратор ПБМ-4ППА
аналогичен сепаратору 167ПП-СЭ.
Прямоточны й магнитный
барабанный сепаратор 209-СЭ
(по ГОСТу — ПБМ-90/250) (рис. 11.35, см.
табл. П.Ю и 11.16) предназначен для обога-
щения слива стержневых мельниц ц класси-
фикаторов.
Сепаратор 209-СЭ снабжен шестпполюс-
ными системами из литых никель- кобальто-
вых (сплав ЮН13ДК24) или из феррито-
бариевых магнитов.
Значения напряженности магнитного поля
сепаратора 209-СЭ с шестиполюсной системой
из ферритобариевых магнитов показаны на
рис. 11.36.
По принципу работы сепаратор 209-СЭ
аналогичен сепаратору 167-СЭ.
Противоточный магнитный
барабанный сепаратор 209П-СЭ
(по ГОСТу — ПБМ-П-90/250) (рис. 11.37,
см. табл. 11,11 и 11,161 имеет то же назначе-
ние, что и сепаратор ПБМ-ША — обогаще-
ние сливов шаровых мельниц ц классифика-
торов.
Сепаратор имеет такие же магнитны?1
системы, как и сепаратор 209-СЭ.
Питание по двум трубам поступает в две
загрузочные коробки, из которых подается на
успокоители и в распределительную коробку,
затем через питающие патрубки направляется
па питающий лоток под вращающийся ба-
рабан.
Магнитные частицы под действием магнит-
ного поля притягиваются к барабану и пере-
171
Рис, JI.33. Противоточ-
ный магнитный бара-
банный сепаратор
ПБМ-4ПА:
J — барабан; 2 — ма-
гнитная система; 3 —
ванна: 4 — Загрузочная
коробка; 5 и 10 — брыз-
гала: 6 — питающие па-
трубки; 7 — питающий
лоток: 8 — хвостовой
патрубок; 9 — рама
Рис. 11.34. Полупротиво-
точный магнитный бара-
банный сепаратор
ПБМ-4ППА!
/ — барабан; 2 — ма-
гнитная система; 3 —
ванна; 4 — загрузочная
коробка; 5 и 8 — брыз-
гала; 6 — хвостовой па-
трубок; 7 — рама
Магнитный
продукт
Рис. 11.35. Прямоточный магнитный барабанный
сепаратор 209-СЭ:
1 ~ барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна;
4 и 12 — соответственно загрузочная и разгрузоч-
ная коробки; 5 — распределительная коробка;
6 — успокоитель; 7 — питающий лоток: 8 —
концентратный лоток; й — хвостовая насадка;
10 — хвостовой патрубок: И — рама; /3 — брыз-
гало; 14 — привод
Рнс. 11.36. Напряженность магнитного поля
сепаратора 209-СЭ с шестиполюсной системой
из феррнтобарневых магнитов
барабана
ррддукт
Рис. 11,37. Противоточный магнитный барабанный сепаратор
209П-СЭ:
1 — барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна; 4 и 11 — соответ-
ственно загрузочная и разгрузочная коробки; 5 — распределительная
коробка; 6 — успокоитель; 7 — питающие патрубки; 8 — питающий
лоток; 9 — хвостовая насадка; 10 — Хвостовой патрубок; 12 — брыз-
гало; 13 — рама; 14 — привод
Рис. 11.38. Полупротивоточный магнитный барабанный сепаратор
209ПП-СЭ:
I — барабан; 2 — магнитная система; 3 — ванна; 4 и 10 — соответ-
ственно загрузочная и разгрузочная коробки; 5 — распределительная
коробка; 6 — успокоитель; 7 — брызгало для разбавления питания;
8 — хвостовые патрубки; 9 — рама; 11 — брызгало; 12 — привод
мещаются к краю магнитной системы, где
они отделяются от барабана и самотеком на-
правляются в разгрузочную коробку. Нема-
гнитные частицы разгружаются через хвосто-
вую щель и хвостовые насадки, а также через
сливной порог и хвостовой патрубок.
Зазор между барабаном и дном ванны со-
ставляет 40 мм.
II о л у п рот и вот о ч ный магнитный
барабанный сепаратор 209ПП-СЭ
(по ГОСТу — ПБМ-ПП-90/250 (рис. 11.38,
см. табл. II.II п 11,16) предназначен для
обогащения сливов гидроциклонов, класси-
фикаторов и песков дешламаторов с содер-
жанием более 60—70% класса —0,074 мм.
Сепаратор имеет такие же магнитные
системы, как и сепаратор 209-СЭ.
По принципу работы сепаратор 209ПП-СЭ
аналогичен сепаратору 167ПП-СЭ.
Зазор между барабаном и хвостовым лотком
составляет 50 мм.
Противоточный магнитный
сепаратор ПБМ-П-120/300 (см. табл.
11.11 и 11.16) имеет то же назначение, что и
сепаратор 209П-СЭ, — обогащение сливов
шаровых мельниц и классификаторов.
Сепаратор имеет магнитную систему из
ферритобариевых магнитов (12 полюсов)
с магнитными клиньями, расположенными
между полюсами.
По принципу работы сепаратор
ПБМ-П-120/300 аналогичен сепаратору
209П-СЭ.
Полупротивоточныймагнитный
сепаратор ПБМ-ПП-120/300 (см.
табл. 11.11 и П.16) имеет то же назначение,
что и сепаратор 209ПП-СЭ — обогащение
сливов гидроциклонов, классификаторов и
песков дешламаторов с содержанием более
60—70 % класса —0,074 мм.
Сепаратор имеет такую же магнитную
систему, как и сепаратор ПБМ-П- 120/300.
По принципу работы сепаратор ПБМ-ПП-СЭ
аналогичен сепаратору 209 ПП-СЭ.
Ориентировочная допустимая производи-
тельность барабанных магнитных сепараторов
со слабым полем для мокрого обогащения
различных материалов приведена в табл.
1117
Противоточный магнитный
барабанный сепаратор с по-
стоянной циркуляцией ма-
гнитного продукта 209ЦП-СЭ (по
ГОСТу — ПБМ-ПЦ-90/250) (см. табл. 11.11
и II.16) предназначен для обогащения сливов
шаровых мельниц и классификаторов.
Сепаратор имеет такие же магнитные си-
стемы, как и сепаратор 209-СЭ, Отличием
сепаратора 209ЦП-СЭ от сепаратора 209П-СЭ
является то, что его противоточная ванна
разделена перегородками на отсеки, в кото-
рых последовательно осуществляются основ-
ная сепарация и перечистка магнитного про-
дукта.
По принципу работы сепаратор 209ЦП-СЭ
аналогичен сепаратору 209П-СЭ, за исключе-
нием того, что питание сначала поступает
в шесть отсеков ванны, предназначенных
для основной сепарации, а затем магнитный
Рис. 11.39. Полупротивоточный магнитный ба-
рабанный сепаратор с регулируемой циркуляцией
магнитного продукта 209ЦП П-СЭ:
1 — барабан; 2 — магнитная система: 3 — ванна;
4 и 8 —соответственно загрузочная и разгрузоч-
ная коробки; 5 -- распределительная коробка;
6 — успокоитель; 7 — приемная коробка; 9 —
рама; 10 — трубопровод; 11. 16 — 18 — брыз-
гала; 12—14 —отделения соответственно основ-
ного обогащения, перечистки н промывки кон-
центрата; 15 — хвостовые патрубки; 19 — от-
секи приемной коробки; 20 — пробки; 21 —
привод
продукт основной сепарации после разгрузки
с барабана самотеком направляется в семь
отсеков той же ванны, предназначенных для
перечистки магнитного продукта.
Полупротивоточный ма-
гнитный барабанный сепара-
тор с р е г у л и р у е м ой цирк у-
л я ц и с ”/ иагяитного продукта
209ЦПП-СЭ (по ГОСТу-ПБМ-ППЦ-90/2 50)
(рис. 11.39, см. табл. 11.11 и 11.16) предназна-
чен для обогащения сливов гпдроциклонов,
классификаторов и песков дешламаторов
с содержанием 60% и более класса —0,074 мм.
Сепаратор 209ЦПП-СЭ имеет такие же ма-
гнитные системы, как и сепаратор 209-СЭ.
Отличием сепаратора 209ЦПП-СЭ от сепа-
ратора 209ПП-СЭ является то, что он имеет
20 патрубков, по которым часть магнитного
продукта возвращается в рабочую зону,
в результате чего происходит регулируемая
внутр и камер на я циркуляция магнитного про-
дукта.
Питание через загрузочные коробки, рас-
пределительную коробку и успокоители по-
ступает в отделение, из которого направля-
ется в рабочую зону сепаратора. Немагнит-
ная фракция разгружается через хвостовую
щель и хвостовые патрубки. Магнитный про-
дукт выносится вращающимся барабаном
175
q Таблица 11.17
ст?
Ориентировочная допустимая производительность магнитных барабанных сепараторов для мокрого обогащения
Содержание в питании сепаратора, % Производительность, т/ч
класса “0,074 мы твердого | магнитной фракции СП о 26-СБ 167ПП-СЭ ПБМ-4ПА ПБМ-4ППА 209-СЭ 209П-СЭ 209ПП-СЭ ПБМ-П-120/300 ПБМ-ПП-120/300
Слив стержневой мельницы
15—25 15—25 50 50 40—60 80—90 30—35 35—40 — — — 140—160 160—180 — — 1 1 —
Слив шаровой мельницы, работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном
25-40 50 80-90 30—35 50—60 —-" 140—160 — 150—170 180—220 — 300—350 —
50—60 50 80—90 25—30 40—50 — 130—150 — 120—140 150—170 — 250—300 —
Сливы классификатора и гидроциклона и пески дешламатора
50—60 50 40—60 20—25 30—40 — 100—120 — 100—120 120—140 — 200—250 —
50—60 50 80—90 25—30 40—50 130—150 — 120—140 150—170 — 250—300 —
60—70 30 80—90 — — 15—20 — 60—80 — — 70—90 — 140—180
60—70 20 80—90 — — 10—15 — 35—50 — — 40—60 — 80—120
75—85 30 80—90 — — 12—15 — 40—60 — — 50—70 '—— 100—140
75—85 20 80—90 — — 8—12 — 30—40 — — 35—50 — 70—100
94—96 30 80—90 — —• 8—10 — 25—30 — — 30—40 — 60—80
94—96 20 80—90 — —- 6—8 — 15—25 '—— — 20—30 — 40—60
Примечание. Снижение содержания твердого в питании с 50 до 40 % уменьшает допустимую производительность сепаратора на 30 %, а снижение
содержания твердого в питании с 20 до 15 % — на 50 %.
в приемную коробку, откуда часть концен-
трата соответственно количеству отсеков
с закрытыми пробками разгружается в раз-
грузочную коробку, а оставшаяся часть
концентрата из отсеков с открытыми проб-
ками направляется по патрубкам в отделение
ванны и повторно притягивается к барабану,
при этом немагнитная фракция разгружается
через ту же хвостовую щель и хвостовые
патрубки.
Разбавление питания и циркулирующего
концентрата осуществляется подачей воды
из брызгал. Вода для промывки концентрата
также подается из брызгал. Количество
циркулирующего концентрата регулируется
изменением соотношения открытых и закры-
тых пробками патрубков,
Изменение циркулирующей нагрузки от О
до 1900 % (в зависимости от характеристики
сырья и требований по содержанию железа
в концентрате) обеспечивает возможность
получения в одном сепараторе концентрата,
соответствующего по содержанию железа
одному, двум, трем и более приемам обогаще-
ния.
Технологические показатели обогащения
различных продуктов на магнитных сепарато-
Рис. 11.40. Электромагнитный барабанный сепа-
ратор ЭБЙ-3:
1 — барабан; 2 — электромагнитная система; 3 —
противоточная ванна; 4 и 10 — соответственно
загрузочная и разгрузочная коробки; 5 — пи-
тающий лоток; б — хвостовые насадки; 7 — слив-
ной патрубок; 8 и 9 — соответственно отжимной
и очищающий скребки; П — привод; 12 — ра.ма
рах со слабым полем для мокрого обогащения* 1
приведены в табл. II, [8.
В США и Канаде для обогащения бед-
ных магнетитовых руд (таконитов) применя-
ются барабанные сепараторы с барабанам]!
диаметром 915 мм для I стадии обогащения и
диаметром 760 мм для последующих стадий.
11а сливе стержневой мельницы устанавлива-
ются прямоточные сепараторы, на сливе шаро-
вой мельницы (в замкнутом цикле измельче-
ния) — противоточные, а на сливе гидро-
циклонов — полупротивоточные. Повышен-
ная напряженность магнитного Поля сепара-
торов позволяет отказаться от операции пере-
чистки немагнитного продукта и подвергать
перечистке только магнитный продукт. Такие
перечистки применяются не только в послед-
ней, но и в первых стадиях обогащения, что
позволяет получать более чистые магнитные
продукты-
Техническая характеристика и показа-
тели работы барабанных сепараторов, приме-
няемых на обогатительных фабриках США ц
Канады, приведены в табл. 11.19 163].
§ 3. Электромагнитные сепараторы
со слабым полем для регенерации
ферромагнитных утяжелителей
Электромагнитный барабан-
ный сепаратор ЭБМ-3 (по ГОСТ у —
ЭБМ-80/170) (рис. 11.40, см. табл. 11.10 и
11.20) предназначен для регенерации ферро-
магнитных утяжелителей при гравитацион-
ном обогащении руд и углей и для магнитного
17?
- Таблица II,18
00 л
Технологические показатели обогащения различных продуктов на магнитных барабанных сепараторах для мокрого обогащений
Марка сепаратора Фабрика Стадия (продукт) обогащения Питание Магнитный продукт Немагнитный продукт
Производи- тельность, т/ч Содер- жание класса — 0,074мм, % Содер- жание твер- дого. % Содер- жание желе- за, % Вы- ход. % Содер- жание желе- за, % Извле- чение желе- за, % Содер- жаиис желе- за. % Содержа- ние желе- за в фор- ме маг- нетита, %
167-СЭ Сев ГОКа I (слив классификатора) 35 62 44 35,0 59,7 47,6 82,4 15,8 —
167-СЭ ЦГОКа То же 33 50 40 33,0 60,0 45,0 81,8 15,0 —
26-СБ ССГОКа I (слив стержневой мельниць]) 50 20 40 45,2 77,0 54,2 92,2 14,8 0,4
26-СБ » II (слив шаровой мельницы) 48 55 35 54,4 88,6 59,6 97,1 15,4 0,9
26-СБ Сев ГОКа То же 30 66 60 45,5 76,6 55,5 93,4 12,8 —
26-СБ ЦГОКа 40 70 45 44,5 88,0 48,5 95,8 15,5 —
26-СБ III (слив шаровой мельницы) 35 90 23 60,0 95,5 62,0 98,7 17,5 2,8
167ПП-СЭ ССГОКа III (пески дешламатора) 12 85 30 50,5 78,6 59,5 98,6 17,5 2,8
167ПП-СЭ V (пески дешламатора) 12 95 26 63,0 96,7 64,2 98,6 27,2 —
ПБМ-411Л НКГОКа I (слив классификатора) 120- 130 55—60 47—50 32,3 61,7 43,8 83,6 13,8 1,4
26-СБ £ То же 40—45 55—60 47—50 32,0 63,1 43,0 84,8 13,2 1,0
ПБМ-4ПА НКГОКа II (слив шаровой мельницы) 140—160 60—70 44—48 50,5 89,8 55,0 97,8 11,0 1,0
26-СБ То же 40—50 60—70 44—48 51,5 89,0 56,5 97,7 10,8 0,9
ПБМ-4ППА » III (слив гидроциклона) 40- - 45 90—95 25-27 60,6 92,1 64,8 98,5 H.I 1.2
167ПП-СЭ » То же 9 11 90 -95 25- 27 60,4 92,0 64,6 98,6 11.7 1.2
ПБМ-4ПА ЮГОКа 1 (слив классификатора) 110—130 50—54 48—51 36,1 71,5 45,5 90,2 12,4 2,8
MR-9/30B » То же 150—170 50—54_ 48—51 35,8 72,7 45,3 92,0 10,5 0,8
ПБМ-4ПА » II (разгрузка шаровой мель- ницы) 140—150 47—51 50—52 52,0 96,0 53,7 99,1 10,7 0,9
MR-9/30B » То же 180—200 47—51 50—52 51,3 96,1 53,0 99,3 1.9,8 0,7
ПБМ-4ППА III (пески дешламатора) 45—55 74—82 30—32 56,0 91,4 59,9 97,9 14,1 0,6
MR-9/30C » То же 60—70 74—82 30—32 54,7 90,8 58,9 97,7 13,5 0,5
ПБМ-4ППА V (пески дешламатора) 30—40 93—96 25—27 63,4 97,3 64,7 99,3 15,9 0.7
MR-9/30C » То же 40—50 93-96 25—27 62,9 97,4 64,2 99,4 14,0 0,6
209-СЭ Качканарского ГОКа 1 (с л ив стержневой мельницы) 150—160 20—25 46—56 16,9 38,1 32,0 72,1 7,6 —
167-СЭ j То же То же 40—44 20—25 46—56 17,1 37,5 32,6 71,2 7,8 —
209П-СЭ » II (слив шаровой мельницы) 185—205 22—27 50—54 45,5 87,7 51,0 98,3 6,2 —
167-СЭ » То же 52—54 22—27 50-54 45,5 88,4 50,6 98,3 6,6 —
209ПП-СЭ » III (слив гидроциклопа) 35—45 65—70 21—23 46,9 76,4 58,9 96,0 7,9 —
167ПП-СЭ То же 9-11 65—70 21—23 45,6 74,0 58,4 94,8 9,2 —
209ЦПП-СЭ Оленегорского ГОКа Нижний продукт дуговых гро- хотав 27,0 30—35 35,6 60,9 88,7 66,2 96,4 19,1 3,4
167-СЭ То же То же 13,5 30—35 40,6 61,1 86,3 66,0 93,2 30,2 16,1
Примечал не. Обогащение на сепараторах 167-СЭ на фабрике Качканарского ГОКа производилось в три приема с перечисткой магнитного продукта
I приема и перечисткой объединенных немагнитных продуктов I и II приемов, на сепараторах 167-СЭ Оленегорского ГОКа — в четыре приема с тремя пере-
чистками магнитного продукта, на остальных сепараторах — в один прием.
2 Таблица H.I§
о
Техническая характеристика и показатели работы барабанных сепараторов, применяемых для мокрого обогащения
таконитов за рубежом
Параметры Обогатительные фабрики с применением стержневых шаровых мельниц Обогатительные фабрики с мельницами самоизмельчения
«Минтак» (США) «Эри* (США) «Мусс-Маунтин» (Канада) «Адамс» (Канада) «Гриффитс» (Канада)
1 * II • III • I Н III I П 111 I II
Размеры барабана, мм:
диаметр 915 915 915 915 915 760 915 915 760 915 915 915 915
длина 2440 2440 2440 1220 1520 1520 1220 1830 1830 1830 1830 1830 1830
Тип ванны Прямо - ТОЧ11ЯЯ Проти- воток - ная Полу- проти- воточ- ная Прямо- точная Проти- воточ- ная Полу- проти- ВОТОЧ- ная Прямо- точная Проти- воточ- ная Полу- ПрОТЯ- воточ- ная Прямо- точная Проти* веточ- ная Прямо- точная Проти- воток - ная
Тил магнитной системы Постоянные магниты Электромагниты Постоянные магниты
Напряженность магнитного поля, кА/м 56 48 33 56—80 32 32 56 32 32 56 32 56 32
Номинальная мощность привода, кВт 3.7 3,7 3,7 1,5 2,2 2,3 1,5 2,2 2,2 2,2 2,2 2,2* 2,2
Масса сепаратора, т 3,8 3,8 3,2 2,2 2,6 1.8 2,2 2,8 2,3 2,8 2,8 2,8 2.8
Крупность обогащаемой руды, мм. -3,5 + 0 — 0,4 (0.5) + 0 -0,1 (0,15) +0 -3 (5) + 0 -0,4 (0,5) +0 -0,1 (0,15) + 0 -3 (5) + 0 -0,4 4-0 -0,1 4-0 -3 (5) 4-0 -0,4 + 0 -3 (5) + 0 -0,14-0
Содержание минусового класса круп- ности **, % 95 (3) 40 (0,044) 90 (0,044) 95 (3) 50 (0,044) 90 (0,044) 95 (3) 50 (0,044) 90 (0,044) 95 (3) 50 (0,044) 95 (3) 90 (0,044)
Количество сепараторов в агрегате 4 4 3 2 1 3 2 1 3 2 1 3 3
Производительность агрегата, т/ч 87,0 54,0 43.5 53,5 19,4 13,4 60,0 113,0 18,0 100,0 80,0 52,0 22,2
Удельная производительность на 1 м Длины барабана головного сепаратора, г/ч 35,6 22,1 17,8 43,8 12,8 8,6 49,2 61,7 9;8 54,0 43,7 28.4 12.1
* I, II, III стадии сепарации.
** Класс крупности (мм) указан в скобках.
Таблица 11.20
Техническая характеристика электромагнитных барабанных сепараторов для регенерации ферромагнитных утяжелителей
Параметры ЭБМ-3 ЭБМ-4 (П и ?> ? 217П-СЭ 2171Ш-СЭ ЭБМ-90/300 ЭБМ-П-90/300 1 ooe/os-m+wae
Размеры барабана, мм: Диаметр длина Тип ванны Напряженность магнитного поля на поверхности бара- бана, кА/м Частота вращения барабана, мин'1 Крупность обогащаемого материала, мм: при регенерации утяжелителей при обогащении пол/окисленных руд Производительность *: при регенерации утяжелителей: по суспензии, м3/ч по твердому, т/ч яри обогащении полуокисленных руд, т/ч Мощность возбуждения поля, кВт установленная мощность привода, кВт Основные размеры сепаратора, мм; длина ширина высота Масса, т 800 1700 Протиг 72 8-27 -1 + 0 -24 0 180 50 До 130 До 6,6 3,0 | 3000 1995 2200 5,0 800 2500 оточная 72 8 — 27 — [ -г 0 — 2 ( 0 270 90 До 200 До 10,0 4,0 3750 1995 2200 7,1 900 600 Прямс 160 12--28 — 6 + 0 30 10 До 25 До 5,0 1,1 1700 1620 1575 1,7 900 1000 уточная 160 7,5 — 28 -6+0 75 20 До 45 До ю 2,2 1820 1770 1580 2,4 900 1000 Противо- )точная 160 6,5—26 2-|-0 До 50 До 10 2,2 2275 1740 2085 2,6 900 1000 Полу- протнпо- точи а я 160 7,5 — 28 — 0,2 | 0 75 8 До 20 До Ю 2,2 1820 1745 1580 2,4 900 300D Прямо- , точн ая 160 26 - 6 + 0 250 70 До 150 До 33 7,5 4725 1820 2455 8,6 900 3000 Противо- точная 160 26 -2 + 0 До 200 До 33 7,5 4725 1970 2355 8,4 900. 3000 Полу- протнво- точп ая 160 26 - 0,24-0 До 60 До 33 7,5 4725 1 824 2670 8.7
Изготовитель Завод угольного машиностроения имени Пархоменко (г, Ворошиловград)
* Производительность сепараторов изменяется в широких пределах в зависимости от содержания твердого и магнитного продукта в питании и крупности
материала.
Питание
13
вода
Питание
{основной
вариант}
Немагнит
ный
продукт
Магнитный
продукт
Рис. 11.41. Электромагнитный ба-
рабанный сепаратор 217-СЭ (с пря-
моточной ванной):
1 — барабан; 2 — электромагнитная
система; 3 — ванна; 4 и 12 — соот-
ветственно загрузочная и разгру-
зочная коробки; 5 — распредели-
тельная коробка; 6 — успокоитель;
7 — питающий лоток; 8 — концен-
тратный лоток; 9 — хвостовые на-
садки; 10 — сливной патрубок; 11 —
рама; 13 — брызгало
^--3
'"8
обогащения магнетитовых руд. Сепаратор
имеет секторную электромагнитную систему
и оригинальную конструкцию противоточной
ванны. Специальные уплотнения на торцовых
стенках ванны обеспечивают большую глу-
бину погружения барабана. Благодаря этому
достигается значительное увеличение длины
рабочей зоны. Магнитный продукт удаляется
Т а б л и ц а И.21
с помощью скребка, установленного над
разгрузкой слива.
Сепаратор ЭБМ-3 можно применять для
обогащения частично окисленных железных
РУД-
Электромагнитный барабан-
ный сепаратор ЭБМ-4 (по ГОСТу —
ЭБМ-80/250, см. табл. II. 11) имеет то же назна-
Технологические показатели обогащения на электромагнитных барабанных сепараторах
217-СЭ и агрегатов из трех сепараторов 167-СЭ на Абагурской агломерационной фабрике
(по данным испытаний)
Сепаратор Напряженность магнитного поля, кА/м Производнтель- i пость, т/ч Удельная произ- I водительность, т/(ч-м) Питание Магнитный продукт Немагнитный продукт
1 Содержание твердого, % 1 Содержание | железа, % Выход, % 1 Содержание железа, % 1 Извлечение железа, % | Содержание железа. % ' = о м ** * я; р щ а к м <и х Ji fct u, Ч О за U S S
217-СЭ 27 31,0 38,7 27,4 47,1 65,4 60,1 83,5 22,6 4,71
167-СЭ 80 15,5 3,8 27,4 47,1 61,3 61,4 80,0 24 5 5,92
217-СЭ 71 32,0 40,0 32,2 46,9 70,8 58,7 88,5 18,3 2 04
167-СЭ 80 16,0 3,9 32,2 46,9 62,7 60,8 81,3 23,6 5,08
217-СЭ 187 29,0 36,3 27,3 47,2 73,9 57,8 90,5 17,2 1,31
167-СЭ 80 14,5 3,6 27,3 47,2 62,6 61,1 81,0 24,0 5,50
Примечания: 1. Обогащение на сепараторах 167-СЭ осуществляется в два приема с пере-
чисткой концентрата и хвостов I приема обогащения; 2. При расчете удельной производительности рабо-
чая длина сепаратора 217-СЭ принята равной 800 мм, а агрегата из трех сепараторов 167-СЭ — равной
1350 X 3 = 4050 мм.
182
ченпе п принцип работы, что и сепаратор
ЭБМ-3. Он отличается от сепаратора ЭБМ-3
увеличенной длиной барабана.
Электромагнитный бара-
банный сепаратор 217-СЭ (рис.
11.41, см. табл. П.20) предназначен для реге-
нерации ферромагнитных утяжелителей при
гравитационном обогащении руд и углей,
магнитного обогащения частично окисленных
железных руд и обезжелезнения различных
материалов.
В отличие от сепараторов ЭБМ-3 и ЭБМ-4
в сепараторе 217-СЭ полюса электромагнит-
ной системы чередуются не вдоль оси бара-
бана, а по его периметру, что обеспечивает
перемешивание магнитного продукта и спо-
собствует повышению его качества.
Барабан сепаратора 217-СЭ заполнен транс-
форматорным маслом для охлаждения обмотки
возбуждения и получения магнитного поля
повышенной напряженности.
Сепаратор изготовляют с прямоточной
(217-СЭ), противоточной (217П-СЭ) и полупро-
тивоточной (217ПП-СЭ) ваннами.
По принципу работы сепараторы 217-СЭ
аналогичны сепараторам 167-СЭ, 26-СБ и
167ПП-СЭ соответственно с прямоточной,
противоточной и полупротивоточной ваннами.
Повышенная напряженность магнитного
поля позволяет использовать сепаратор
217-СЭ для обогащения полуокпеленных же-
лезных руд.
Показатели работы сепаратора 217-СЭ на
частично окисленных железных рудах Аба-
гурской агломерационной фабрики приведены
в табл. 11.21. Для сравнения в табл. 11.21
приведены показатели работы сепараторов
167-СЭ на этой же фабрике.
В настоящее время иа базе сепаратора
217-СЭ разработаны электромагнитные сепа-
раторы 246-СЭ и ЭБМ-90/300, техническая
характеристика которых приведена в табл.
11.20
Зарубежными фирмами для регенерации
утяжелителей выпускаются барабанные
электромагнитные сепараторы, а также ма-
гнитные сепараторы (с литыми и керамиче-
скими магнитами), характеризующиеся по-
вышенной напряженностью магнитного поля.
§ 4. Электромагнитные сепараторы
с сильным полем
для сухого обогащения
Сепараторы с сильным полем для сухого обо-
гащения слабомагнитных руд применяют при
обогащении материала крупностью 6 мм и
менее. Для сухого обогащения более крупной
руды были разработаны валковые сепараторы
с верхним питанием ДК, СКО ц др. [34].
В настоящее время эти сепараторы не при-
меняются. Для обеспечения нормальной ра-
боты сепараторов, материал, поступающий
в рабочую зону, не должен содержать сильно-
магннтных частиц. Извлечение их должно
осуществляться предварительно.
Двух каскадный электрома-
гнитный валковый сепаратор
Рис. 11.42. Электромагнитный валковый сепара-
тор 164-СЭ:
J — электромагнитная система; 2 — обмотка; 3 —
валки; 4 — барабанные питатели; 5 — приемник
для магнитного продукта; 6 — приемник для
немагнитного продукта
164-СЭ с верхним питанием (рис. 11.42, см.
табл. (И .22) предназначен для обезже-
лезнения различных материалов (пегматитов,
кварцевых песков и т. п.). Валки сепаратора
(для уменьшения их нагрева вихревыми то-
ками и сокращения мощности, потребляемой
на вращение) выполнены наборными из лаки-
рованных колец листовой электротехниче-
ской стали, насаженных на вал. Каждый
каскад сепаратора 164-СЭ состоит из трех
валков.
Материал, подлежащий обогащению, бара-
банными питателями подается на верхние
валки каждого каскада, где выделяется
сильпомагнитный продукт. Далее питание
поступает на средние валки, где выделяется
первый слабомагнитный и немагнитный про-
дукты. Немагнитный продукт перечищается
на нижних валках.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор 8ЭВС-В-16/100 (рис.
11.43 см. табл. 11.11 и 11.22) с верхним пита-
нием разработан Гипромашобогащением и
Днепропетровским горным институтом. Сепа-
ратор собирается из однотипных секций (по
2 валка в каждой). Количество секций варьи-
руется от 1 до 4, в зависимости от условий
работы. Нижние валки могут работать как на
исходном питании, так и на перечистке
немагнитных или магнитных продуктов верх-
них валкой.
Материал из приемной коробки с помощью
питателя подается на верхние валки, где
выделяется магнитный и немагнитный про-
дукты, которые в случае необходимости могут
быть направлены для перечистки на валки,
расположенные ниже.
183
Таблица 11.22
Техническая характеристика электромагнитных валковых сепараторов
для сухого обогащения
Параметры 3-16/100
3 и 3 а о о
3 Я 1 о ЭРС m со о S
Размеры валка (диска), мм:
диаметр 100 280 360 360 360 160 576
длина 800 90 500 1000 юоо 1000 —
Число валков (дисков) 6 I 1 2 4 8 ' 2
Крупность обогащаемого ма- териала, мм, не более Напряженность магнитного 2 3 1 3 3 2 2 2
1270 1590 1430 1350 1350 1400 1300
поля на зубцах валка (дис- ка), кА/м
Частота вращения валков 58 75— 75— 75 85—170 90—250 39
(дисков), мин-1 300 250 250 До 7 До 16 До 0,5
Производительность, т/ч 1,6—3 До 0,7 До 4 До 15 До 8 9,86 1,3
Мощность возбуждения ноля, кВт 0,7 0,75 1,65 6,6 16,0 До 24 з,о
Номинальная мощность при- вода, кВт Габаритные размеры, мм: з,о 1,5 7,5 15,0 2260
2905 2339
длина (без пульта управле- ния) 1900 810 1880 2650 2205 2040 858
ширина 2050 1360 1550 2100 2000 3120 ИЗО
высота 2360 1800 1850 2000 12,6 18,7 1,7
Масса, т 6,34 0,96 3,7 7,8 Воронежский —.
Изготовитель Воронеж- — — — завод горно-
ский завод обогатительного
горно-обо- оборудования
гатитель- ного обо-
рудования
Сепараторы данного типа применяют и за
рубежом.
На рис. 11.44, а и б показан выпускаемый
фирмой «Лурги» (ФРГ) быстроходный элек-
тромагнитный валковый сепаратор с верхним
питанием. Валки сепаратора диаметром 100 мм
и длиной 800 мм набраны из листовой транс-
форматорной стали, поэтому возникающие при
их вращении вихревые токи невелики, и даже
при большой частоте вращения валка (до
400 мин-1) мощность, потребляемая электро-
двигателем привода валка, составляет всего
1 кВт,
В сепараторе имеется приспособление для
периодической очистки валков от тонких
магнитных частиц воздухом, подаваемым
через трубы, расположенные на внутренней
стенке корпуса питателя.
Подобные сепараторы установлены на фаб-
рике «Метцанж» в Эльзас-Лотарингии [21 ]
для обогащения подсушенной бурожелезия-
ковой руды, а также на ряде других фабрик
ФРГ и Франции.
Более новой является созданная в ФРГ
конструкция сепаратора (рис. 11.44, в), на
184
котором обеспечиваются два приема разделе-
ния.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор 229-СЭ (по ГОСТу —
ЭВС-28/9) (рис. 11.45, см. табл. 11.11 и 11.22)
с нижним питанием конструкции Механобра и
Гипромашобогащения предназначен для обо-
гащения руд редких металлов и олова, а также
для обезжелезнения различных материалов,
в частности, белого и нормального электро-
корунда, стекольного сырья и т. п.
Конструктивные особенности сепаратора
229-СЭ (специальный профиль зубцов валка
и бесщелевого полюсного наконечника, мно-
гопродуктовый сборник) позволяют получить
за один прием обогащения несколько продук-
тов, отличающихся по магнитным свойствам,
в том числе конечный концентрат, отвальные
хвосты и промпродукт, подвергаемый пере-
чистке.
Материал поступает самотеком в рабочую
зону сильного магнитного поля, образован-
ную поверхностями валка и полюсного нако-
нечника. Магнитные частицы выносятся вра-
щающимся валком в зону ослабленного ма-
Питание
’Немагнитный Магнитный
продукт' продукт
Рис. 11.43. Электромагнитный валковый сепара-
тор 8ЭВС-В-16/100 (одна секция):
1 — электромагнитная система; 2 — валки; 3 —
питатель; 4 — приемник для магнитного про-
дукта; 5 — приемник для немагнитного продукта
гнидного поля, где они отрываются, образуя
широкий веер. Немагнитные частицы скользят
по впадинам наконечника, Продукты обога-
щения поступают в сборник, состоящий из
четырех отсеков. Продукты ряда смежных
отсеков могут объединяться в соответствии
с требованиями, предъявляемыми к их каче-
ству.
Сепаратор предназначен для обогатитель-
ных фабрик и секций магнитного обогащения
небольшой производительности, а также для
оснащения рудоиспытательных станций и
лабораторий.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор 250-СЭ (но ГОСТ у —
ЭВС-36/50) (см. табл. Н.П я 11.22) с нижним
питанием по назначению и принципу работы
подобен сепаратору 229-СЭ,
Электромагнитный валко-
вый сепаратор 233-СЭ (по ГОСТу —
2ЭВС-36/100) (рис. 11.46, см. табл. 11.11 и
П.22) с нижним питанием по назначению и
принципу работы подобен сепаратору 229-СЭ.
Сепаратор перспективен также для обогаще-
ния бурожелезняковых и нефелиновых руд
на обогатительных фабриках средней произво-
дительности.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор ЭРС-6 (по ГОСТу —
4ЭВС-36/100) (рис. 11.47, см. табл. 11.11 и
11.22) предназначен для обогащения руд
редких металлов и других слабомагнитных
.руд. На нижних валках сепаратора ЭРС-6
Рис. 11.44. Электромагнитный валковый сепара-
тор фирмы «Лурги» (ФРГ):
а — общий вид; б а в — схемы исполнения се-
параторов; ! — валки; 2 -- полюсные наконеч-
ники; 3 — магнитопровод; 4 — обмотка
производится перечистка немагнитного про-
дукта, выделяемого на верхних валках.
Немагнитный продукт разгружается через
щелц полюсных наконечников [40].
Электромагпитннй диско-
вый сепаратор МС-2 (рис. 11.48, см.
185
Пи ти ние
Рис. 11.45. Электромагнитный валковый сепаратор 229-СЭ:
/ — электромагнитная система; 2 — питатель; 5 — валок; 4 — полюсный
наконечник; 5 — сборник
Рис. 11.46. Электромагнитный валковый сепаратор 233-СЭ:
1—5 — см. рис. 11.45
ИрС- нпридукты
Рие. 11.47. Электромагнитный валковый сепаратор ЭРС-6:
I электромагнитная система: 2—валки; 3—аспирационный патрубок; 4—питатель; 5—привод; 6—
сборник
Таблица 11.23
Технологические показатели обогащения пегматитов крупностью —1-0 мм
Чупинского и Приладожского месторождений на электромагнитных
валковых сепараторах 164-СЭ
Продукт Питание Магнитный продукт Содержа- ние Fe2O} в немаг- нитном продукте, %
Произво- дитель- ность, т/ч Содержа- ние клас- са — 0,074мм, 0/ /0 Содержа- ние Fe2O3. % Выход, % Содержа- ние Ре3Оа, % Извлече- ние Fe2O„ %
Обеспыленный чу- 1,2 3 0,37 3,8 5,5 56,5 0,17
пинский пегматит 1,6 3 0,35 2,9 6,8 56,3 0,16
2,0 3 0,33 2,9 6,6 58,1 0,14
2,4 3 0,36 2,2 6,6 40,3 0,22
Необеспыленный чупинский пегма- тит 1,4 10 0,38 21,2 0.98 55,3 0,22
Обеспыленный при- 1,3 8 0,65 9,3 4,3 55,0 0,32
ладожский пегма- 1,7 8 0,57 5,6 5,6 48,0 0,31
тит 2,0 8 0,73 4,4 9,1 58,6 0,32
187
^Таблица 11,24
Технологические показатели доводки чернового лопаритового концентрата крупностью —0,6+0 мм на электромагнитных
валковых сепараторах 233-СЭ и 229-СЭ (по данным промышленных испытаний)
Прием магнитного обогащения и поодукт, подлежащий обогащению Питание Магнитный продукт Промпродукт Немагнитный продукт
Производи- тельность, т/ч Содержание класса — 0,074 мм, % Содержание лопарита, % Выход, % Содержание лопарита, % Извлечение лопарита, % Выход, % Содержание лопарита, % Извлечение лопарита, % Выход, % Содержание лопарита. % Извлечение | лопарита, % । 1 Содержание i эгирина, %
I прием (сепаратор 233-СЭ) Черновой лопаритовый концентрат после сушки II прием (сепаратор 229-СЭ) Перечистка промпродукта I приема 5,94 0,3 Не более 10 72,85 35,78 20,73 0,64 0,18 5,09 3,39 35,78 5; 63 2,50 0,26 74,18 1,70 95,58 95,38 97,32 2,24 0,9 0,9
Итого — Нс более 20 72.85 20,73 0,64 0,18 3,39 5,63 0,26 75,88 95,59 99,56 0,9
Примечание. Магнитный продукт направляется в отвал, промпродукт -поборот, немагнитный продукт — на электрическое обогащение.
Таблица 11.25
Технологические показатели доводки чернового вольфрамового концентрата на электромагнитных валковых
сепараторах 250-СЭ и 229-СЭ (по данным промышленных испытаний)
Сепаратор Крупность концентрата, мм Питание Промпродукт I Магнитный продукт Промпродукт II Немагнитный продукт
Производи- I 1 тел ьн ость, 4> -• s S И S га Й Я С о. О О U . tt га о о с; о U к Ы- Содержание WO,. % 1 Выход, % Содержание WQ,. % Извлечение WO„ % Выход, % 1 Содержание WO„ % Содержание S. % Извлечение WOa, % Выход % Содержание WO„ % Извлечение WO„ % Выход, % Содержание WOS, % Содержание WOj в фор- ме немаг- нитного ше- елита, % Извлечение WO„ %
250-СЭ —2+0 2,65 Не более 3 15,58 0,61 29,48 1,15 19,88 72,48 0,69 92,47 1,28 22,91 1,88 78,23 0,90 0,63 4,50 11,84
229-СЭ —7+2 1,0 — 12,02 1,03 61,92 5,30 12,81 72.31 0,66 77,04 2,26 31,0 5,82 83,90 1,70 —
Питание
Рис. 11,48. Электромагнитный дисковый сепара-
тор МС-2:
1 — электромагнитная система; 2 — обмотка; 3 —
сердечники и полюсные наконечники; 4 — сталь-
ные Диски; 5 — штурвалы для регулирования
рабочих зазоров; 6 — приводы дисков; 7 — ви-
брационный лоток; S — барабанный питатель;
9 — рама
Т аблиц а 11.26
Технологические показатели обогащения бурожелезняковых оолитов Лисаковского
месторождения крупностью —2+0 мм на электромагнитном валковом сепараторе 233-СЭ
(по данным полупромышленных испытаний)
Прием магнитного обогащения и продукт, подлежащий обогащению Питание Магнитный продукт Промпродукт Немагнитный продукт
Произво- дитель- ность, т/ч Содержа- ние класса —0,15 мм, % Содержа - кие желе- за, % Выход, % Содержа- ние желе- за, % Извлече- ние желе- за, % Выход, % Содержа- ние желе- за, % Извлече- ние желе- за, % Выход. % Содержа- ние желе- за, % Извлечь - кие желе- за, %
I прием Смешанная руда II сорта после сушки II прием Перечистка промпродук- та I приема 10—12 8—10 6,6 36,4 28,0 57,9 8,7 48,7 47,1 77,4 п,з 23,7 28,0 18,4 18,4 15,0 8,3 17,2 4,2 7,1 11,3
Итого -- 6,6 36,4 66,6 48,5 88,7 — —- — 33,4 12,3
Таблица 11.27
Технологические показатели обогащения различных материалов на электромагнитных
валковых сепараторах
Сепара- тор Питание Магнитный продукт Содержание ильменита или железа в немагнит- ном продукте, %
Произво- дитель- ность, т/ч Круп- ность, мм Содержа* ние иль- менита или же- леза, % Выход, % Содержал ие ильменита или железа, % Извлечение ильменита или железа, %
Ильменитовый продукт (доводка)
ЭРС-6 | 7 I —0,45+ I 59,6 1 64,6 I 91,8 1 1 +o,i III | Лотарингская бурожелезняковая руда (две перечистки немагнитного продукта) 99,5 | 0,9
Фирмы 1 «Лурги» | 10 1 —0,5+0 1 24—30,7 | 54,2— 1 39 4—43 1 J 1 1 66,4 ( | 88,9—92,9 | 5,8—6,5
табл, Ц.22) предназначен для обогащения Технологические показатели обогащения тех же руд, что и сепаратор ЭРС-6. различных продуктов на электромагнитных ^Материал поступает в бункер питателя, сепараторах с сильным полем для сухого откуда барабаном со встроенной электрома- обогащения приведены в табл. 11.23—11.27. гнитной секторной системой подается на вибрационный лоток. Сильномагнитные ча- § 5 Магнитные стицы (магнетита или пирротина) притягива- ” ются к поверхности барабана и выделяются ** электромагнитные сепараторы в виде сильномагнитного продукта. Слабо- С СИЛЬНЫМ Полем магнитная фракция вибрационным лотком для МОКрОГО обогащения направляется под вращающиеся диски, к заостренным краям которых притягиваются Электромагнитный валковый слабомагнитные частицы, выносимые дисками сепаратор ЭРМ-1 с нижним пита- в сторону, за пределы лотка. нием (по ГОСТу — 2ЭВМ-30/100) (рис. 11.49, Сепаратор МС-2 на большинстве предприя- табл. 11.11 и 11.28) предназначен для обогаще- тий заменен более производительными валко- ния марганцевых и других слабомагнитных выми сепараторами 229-СЭ, 233-СЭ и ЭРС-6. руд. Таблица 11.28 Техническая характеристика электромагнитных валковых сепараторов для мокрого обогащения
Параметры | ЭРМ-1 ЭРМ-2 ЭРМ-3 ЭРМ-4
Размеры валка, мм: диаметр длина Число валков Крупность обогащаемого материала, мм, не более Содержание твердого в питании, % Расход воды, м’/ч Напряженность поля, кА/м Частота вращения валков, мин"1 Производительность, т/ч Мощность возбуждения поля, кВт Установленная мощность привода, кВт Габаритные размеры, мм: длина ширина высота Масса, т 300 1000 2 5 70—80 17 1200 50 До 4 3,4 6 2800 1860 1750 6,8 300 1000 4 5 70—80 25 1250 50 верхних, 25 нижних До 5 5,5 9 2800 1980 2180 Н,1 370 2500 2 5 70—80 35 1350 40 До 16 7,3 15 4970 2380 2070 19,2 375 2500 4 5 70—80 50 1350 45 верхних, 22 нижних 16—22 15 23 4970 2620 2670 35,4
Изготовитель Воронежский завод горно-обогатительного оборудо- вания
190
/-4
продукт
продукт
Рис, 11,49. Электромагнитный валковый сепара-
тор ЭРМ-1:
1 — электромагнитная система; 2 — валки; 3 —
полюсные наконечники; 4 —- питатель; 5 — ван-
на; 6 — редуктор; 7 — электродвигатель
Материал поступает в бункер питателя,
откуда направляется в рабочую зону сепара-
тора. Магнитные частицы притягиваются
к зубцам валка, выносятся в область ослаб-
ленного магнитного поля и там разгружаются'
в соответствующий отсек ванны. В нижней
части полюсного наконечника имеются про-
дольные отверстия, расположенные против
зубцов валка, через которые разгружаются
немагнитные частицы в соответствующий
отсек ванны. Магнитный и немагнитный про-
дукты удаляются через регулируемые вы-
пускные отверстия, находящиеся в нижней
части ванны. Вода подается в каждое отделе-
ние ванны. Избыток пульпы удаляется через
сливной порог. Валки сепаратора выполнены
сплошными, поскольку частота их вращения
не превышает 50 мин-1 и вихревые токи,,
возникающие в валках, малы.
Сепаратор ЭРМ-1 применяется на фабриках.
Чиатурского и Никопольского бассейнов.
Рис. II.50. Электромагнитный валковый сепара,
тор ЭРМ-2:
1 — электромагнитная система; 2 — привод; 3 —
ванна; 4 — питатель; £ — система водоснабже-
ния; 6 — рама
19D
Питание Питание
продукт
-Рис. 11.51. Электромагнитны» валковый сепара-
тор ЭРМ-3:
1 — валок; 2 — привод; 3 — ванна; 4 — питатели;
5 — система водоснабжения; 6 — рама
Электромагнитный валко-
вый села р ато о ЭРМ-2 (по ГОСТу —
4ЭВМ-30/100) (рис. 11.50, см. табл. 11.11 и
11.28) представляет собой усовершенствован-
ный сепаратор ЭРМ-1. Два верхних валка
сепаратора служат для основной операции
обогащения, а два нижних — для перечистки
немагнитного продукта верхних валков. Та-
ким образом, в этой машине совмещаются
Рис. 11.52. Электромагнитный валковый высоко-
градиентный сепаратор 4ЭВМФ-45/250:
I — электромагнитная система; 2 — валки; 3 —
ванна; 4 — ферромагнитные тела; 5 — питатель;
6 — система водоснабжения
192
основная и персчпстная операции обогаще-
ния, которые При установке сепараторов
ЭРМ-1 осуществляются на двух машинах.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор ЭРМ-3 (по ГОСТу —
2ЭВМ-38/250) (рис. 11.51, см. табл. 11.11 и
11.28) имеет такое же назначение и принцип
работы, что и сепаратор ЭРМ-1. Каждый
валок сепаратора ЭРМ-3 состоит из четырех
рабочих зон, расположенных по длине валка.
Электромагнитный валко-
вый сепаратор ЭРМ-4 (но ГОСТу —
4ЭВМ-38/250) (см. табл. 11.11 и 11.28) имеет
такое же назначение и принцип работы, что и
сепаратор ЭРМ-2, Новые фабрики преиму-
щественно оснащаются сепараторами ЭРМ-4,
имеющими высокую производительность.
Мокрос обогащение тонкоизмельченных
слабомагнитных руд на валковых сепараторах
недостаточно эффективно, что объясняется
значительной турбулентностью потока пульпы
в рабочей зоне ц сравнительно большой ее
Питание
-родрит продукт
Таблица П.29
Техническая характеристика электромагнитных высокоградиентных сепараторов
Параметры 4ЭБМФ-45/2&0 242-СЭ 248-СЭ 257-СЭ 2/2ЭРФМ-160
Размеры валка, ротора, бара- бана, мм: диаметр 450 900 1000 1000 1600
длина 2500 2500 — — —
Число валков, барабанов, ро- 4 1 1 1 2
торов Число рабочих зон 16 1 1 2 4
Размеры рабочей зоны, мм: длина полюса по хорде — — 350 500 800
высота пакетов ферромагнит- — — 150 150 150
ных тел ширина — — 100 100 200
Крупность обогащаемого мате- 0,5 0,5 0,8 0,8 0,8
риала, мм, не более Содержание твердого в питании, 50 50 50 50 50
%, не более Расход воды, м3/ч, не более 65 15 10 20 160
Средняя индукция магнитного 0,8 0,4 1,2 1,5 1,2
поля в рабочей зоне, Тл Частота вращения валков, рото- 2,7; 4 3—6 2,6—10,2 2,1 — 10,9 2,6—9,8
ров, МИН-1 Производительность, т/ч До 50 До 10 До 5 До 10 До 100
Мощность возбуждения поля, — 11,0 10 32 103
кВт Номинальная мощность элек- 8,8 5,5 1,5 3,0 22
троприводов валков, роторов, кВт Габаритные размеры, мм: длина 5245 3610 2760 2800 6000
ширина 2600 2200 1450 1670 2820
высота 2440 2250 2820 3370 5145
Масса, т 49,0 6,0 5,8 13,5 61,8
Изготовитель Воронеж- — —- —
ский завод горно-обо- гатительно- го оборудо- вания
высотой, которую тонкие магнитные частицы,
испытывая большое гидравлическое сопро-
тивление движению, не успевают преодолеть
за время своего прохождения через рабочую
зону.
Для обогащения тон кон з мельченных сла-
бомагнитных руд в СССР в 1939 г. была пред-
ложена идея и разработана конструкция
высокоградиентного сепаратора [21]. В по-
следние годы в СССР и за рубежом разрабо-
таны роторные и другие высокоградиентные
сепараторы непрерывного действия. Примене-
ние высокоградиентных сепараторов перспек-
тивно для обогащения тонковкрапленных
7 Заказ 219
окисленных железных руд, тонких фракций
вольфрамитовых, ильменитовых, марганце-
вых и других слабомагнитных руд, а также
для обезжелезнения тонких фракций стеколь-
ного, керамического, абразивного сырья и
других материалов.
Электромагнитный валко-
вый высокоградиентный се-
паратор 4ЭВМФ-45/250 (рис. 11.52, табл.
11.29), разработанный Мехаиобрчерметом и
Гипромашобогащсннем, предназначен для
обогащения окисленных железных руд.
Валки сепаратора представляют собой
сплошные цилиндрические решетки, стержни
193
Рис. 11.53. Магнитный барабанный высокогра-
диентный сепаратор 242-СЭ:
1 — барабан; 2 — комбинированная магнитная
система; 3 — ферромагнитные тела (шары); 4 —
снто; 5 ~ ванна; 6 — питатель; 7 — брызгала
которых параллельны оси валков. Полюсные
наконечники охватывают два верхних и два
нижних валка, образуя восемь пар рабочих
зон.
Исходное питание подается в три питателя
самотечного типа, работающие как пульпо-
делители, откуда через щели верхних полюс-
ных наконечников поступает в рабочие зоны
валков.
Магнитные частицы, проходя через ре-
шетку, закрепляются на стержнях, в зонах
максимальной напряженности магнитного
поля, затем выносятся вращающимися вал-
ками из рабочей зоны и смываются водой из
брызгал в соответствующие отсеки ванн сепа-
ратора.
Немагнитный продукт поступает на нижние
валки, где подвергается И приему магнитного
обогащения. Магнитный продукт II приема
поступает в тот же отсек ванны, что и магнит-
ный продукт I приема. Конечный немагнит-
ный продукт разгружается в специальные
люки в нижней части ванн.
Рис. 11.54. Электромагнитный роторный высоко-
градиентный сепаратор 248-СЭ:
/ — электромагнитная система; 2 — ванна; 3 —
ротор; 4 — устройство для подачи смывной воды;
5 — привод; 6 — питатель; 7 — ферромагнитные
тела
194
Электромагнитный бара-
банный высокоградиентный
сепаратор 242-СЭ (рис. 11.53, см.
табл. 11.29), разработанный Механобром,
предназначен для обогащения частично окис-
ленных железных руд и обезжелезнения
различных материалов.
Питание подается на слой шаров, удержи-
ваемый на барабане полем комбинированной
системы. Немагнитные частицы, профильтро-
вавшиеся через слой шаров, разгружаются
Рис. Н.55. Электромагнитный роторный высоко-
градиентный сепаратор 257-СЭ:
/ — электромагнитная система; 2 — ванна; 3 —
ротор: 4 — устройство для подачи смывной воды;
5 — привод; 6 — пульлораспределитель; 7 ~
ферромагнитные тела; 8 — питатель
в соответствующее отделение ванны. Магнит-
ные частицы, удерживаемые магнитной силой
в каналах между намагниченными шарами,
транспортируются барабаном в область
ослабленного магнитного поля, где вместе
с щарами отрываются от барабана и попадают
на сито. На сите происходит отмывка магнит-
ных частиц, которые затем попадают в соот-
ветствующий отсек ванны. Чистые шары ска-
тываются по ситу вниз и затем под действием
магнитного поля снова притягиваются к бара-
бану.
Электромагнитный ротор-
ный высокоградиентный се-
пар а то р 248-СЭ (1/1ЭРФМ-100) (рис. 11.54,
см. табл. 11.29), разработанный Механобром,
предназначен для обогащения тонкоизмель-
ченных окисленных железных и других сла-
бомагннтных руд, а также обезжелезнения
различных материалов.
Таблица 11.30
Техническая характеристика электромагнитных высоко градиентных
сепараторов Джонса, выпускаемых фирмой «Гумбольдт» (ФРГ)
Параметры ДР-90 ДР-112 ДР-140 ДР-180 ДР-250 ДР-317
Диаметр ротора, мм 900 1120 1400 1800 2500 3170
Производительность *, т/ч Габаритные размеры, мм: 10 15 25 40 75 120
длина 3040 3500 3940 4540 5500 6300
ширина 2080 2280 2480 2875 3475 4005
высота 3150 3400 3600 3850 4100 4250
Масса, т 16,2 22,4 29,2 41,7 70,2 96,0
* Производительность указана приблизительная, на основе испытаний, проведенных на бразиль-
ской гематитовой руде.
Таблица П.31
Технологические показатели работы электромагнитных высокоградиентных сепараторов
242-СЭ (барабанного) и 248-СЭ (роторного) на окисленной железной руде КЦГОКа
Руда Произво- дитель- ность, т/ч Выход промпро- дукта, % Извлечем ние желе- за в пром- продукт» % Со Ж( Пром- про- дукт цержан! ;леза, Пита- ние ie 0 Хво- сты Эффектив- ность обо- гащения, %
Сепаратор 242-СЭ
VI железистый горизонт 13,3 35,0 51,2 54,6 37,3 28,0 1 25,8
IV железистый горизонт 17,8 39,5 57,0 51,9 36,0 25,6 27,3
Смешанная руда 10,5 37,6 54,0 51,8 36,0 26,5 25,6
Сепаратор 248-СЭ
Смешанная руда 2,3 58,3 79,5 49,2 36,1 17,7 33,2
То же 3,4 54,5 76,8 51,7 38,7 18,7 34,8
В 4,5 50,9 73,6 52,6 36,4 19,5 35,7
я 7,2 52,4 75,8 50,9 35,2 18,0 36,2
Т
195
Немагнитный Магнитный
продукт продукт
ттг
Наиболее эффективно обогащаются на нем
материалы крупностью —0,54-0,04 мм.
Пульпа, поступающая на сепаратор, долж-
на быть предварительно пропущена через
грохот и барабанный магнитный сепаратор
для очистки от мусора и сильномагнитных
примесей, что предотвращает засорение рабо-
чей зоны сепаратора.
Пульпа протекает в области сильного поля
через слой намагниченных ферромагнитных
тел, заполняющих ротор. Немагнитные ча-
стицы с основной массой воды проходят по
каналам между намагниченными телами и
разгружаются в соответствующий отсек сбор-
ника. Магнитные же частицы притягиваются
к намагниченным телам, вращением ротора
выносятся из области сильного поля и смыва-
ются в отсек сборника для магнитного
продукта.
Электромагнитный ротор-
ный высокоградиентный се-
паратор 257-СЭ (1/2ЭРФМ-100) (рис.
11.55, см. табл. 11.29), разработанный Меха-
нобром и Гипромашобогащением, имеет та-
кое же назначение, что и сепаратор
248-СЭ.
Принцип работы сепаратора 257-СЭ отли-
чается от принципа работы сепаратора
248-СЭ только возможностью осуществления
перечистки немагнитного продукта рабочей
зоны верхнего яруса ротора в рабочей зоне
нижнего яруса.
Электромагнитный ротор-
ный высокоградиентный се-
паратор 2/2ЭРФМ-160 (рис. 11.56, см.
табл. 11.29), разработанный Механобром и
Гипромашобогащением, имеет такое же назна-
чение и принцип работы, что и сепаратор
257-СЭ. В 1980 г. сепаратор принят к серий-
ному производству.
Фирмой «Гумбольдт» (ФРГ) выпускается
сепаратор Джонса (рис. 11.57,
табл. Ц.30). Этот сепаратор имеет два ротора.
На нижнем роторе может осуществляться
перечистка немагнитного продукта верхнего
ротора.
Известны высокоградиентные сепараторы
периодического действия [21].
Технологические показатели обогащения
различных продуктов па электромагнитных
Рис. 11.57. Электромагнитный роторный высоко-
градиентный сепаратор Джонса фирмы «Гум-
больдт» (ФРГ>:
/ — электромагнитная система; 2 — ротор; 3 —
ферромагнитные тела; 4 — привод; 5 — сборный
желоб для продуктов обогащения; 6 — отводные
трубы; 7 — рама; 8 — вентилятор
и магнитных сепараторах с сильным полем
для мокрого обогащения приведены в табл.
11.31, 11.32.
Таблица 11.32
Технологические показатели работы электромагнитных высокоградиентных роторных
сепараторов 248-СЭ и 257-СЭ на хвостах апатитовой флотации АНОФ-2
комбината «Апатит»
Сепаратор Производи- тельность, т/ч Выход не- магнитного продукта, % Извлечение AijOs в не- магнитный продукт, % Содержание А12Оа, %
Немагнитный продукт Питание Магнитный продукт
248-СЭ 5,0 73,8 84,3 25,6 22,4 13,4
257-СЭ 10,0 71,8 84,7 26,7 22,6 12,3
197
§ 6. Аппараты для намагничивания
и размагничивания руд
и магнитные дешламаторы
На обогатительных фабриках для обогащения
тонковкрапленных магнетитовых руд и
в установках для регенерации ферромагнит-
ных утяжелителей предусматривают операции
намагничивания и размагничивания отдель-
ных продуктов.
Намагничивающие аппара-
ты (рис. II.58—11.60) предназначены для
магнитной флокуляции сильномагнитных
частиц с целью их более быстрого осаждения
по сравнению с немагнитными частицами,
а размагничивающие — для дефло-
куляции снльномагнитных частиц, так как
наличие магнитных флокул нарушает про-
цессы классификации и фильтрования.
Намагничивающий аппарат устанавливают
на трубопроводе, по которому транспорти-
руется пульпа.
Техническая характеристика намагничи-
вающих аппаратов приведена в табл. 11.33.
Размагничивание сильномагнитной пульпы
происходит при многократном циклическом
перемагничивании ее в переменном магнитном
поле (не менее 10—12 циклов). Амплитуда
напряженности этого поля убывает в направ-
Рис. 11.68. Намагничивающий аппарат конструк-
ции Механобрчермета:
а — общий вид; б — центральный магнит
лении перемещения пульпы от некоторого
максимального значения до нуля.
Исследования показали, что максимальная
напряженность для размагничивания магне-
тита и негранулированного ферросилиция
должна быть не менее 36—40 кА/м, а градиент
напряженности в зоне убывания поля — не
должен превышать 33 кА/м2 [21]. Обмотка
возбуждения размагничивающих аппаратов
питается переменным током промышленной
частоты (50 Гц). Техническая характеристика
размагничивающих аппаратов приведена
в табл. 11.34.
Рис. 11.59. Намагничивающие аппараты кон-
струкция механобра:
а — 202-СЭ; б — 264-СЭ; ! — труба; 2 — ма-
гниты; 3 — футеровка; 4 — ярмо
Рис. 11.60. Намагничивающий аппарат конструк-
ции Уралмеханобра:
/ — труба; 2 — магниты; 3 — футеровка; 4 —
внутренняя труба; 5 — кожух
198
Таблица 11.33
Техническая характеристика намагничивающих аппаратов
Параметры । 182-СЭ 183-СЭ 184-СЭ Q ю 00 ? S АН. 000-02 АН.000-01 1 АН.ООО
Диаметр трубы, мм 50 75 100 150 200 100 150 200
Максимальная напряженность маг- нитного поля, кА/м 40 40 38 36 33 48 48 48
Объемная производительность по пульпе, м3/ч, не более Габаритные размеры, мм: 20 40 70 185 300 150 200 300
длина 400 450 500 600 700 880 800 805
ширина 170 200 220 270 320 435 435 485
высота 150 190 210 270 320 435 435 485
Масса, кг 15 22 31 61 79 89 81 94
Изготовитель Цхинвальский завод вибрацион- ных машин «Электровиброма- шина»
На рис. 11.61 показан размагничивающий
аппарат 176-СЭ с обмоткой из алюминиевого
провода. Размагничивающие аппараты уста-
навливают на трубопроводе, по которому
движется пульпа, подлежащая размагничи-
ванию. На рис. 11.62 показана характери-
стика магнитного Поля размагничивающего
аппарата вдоль его оси.
Для установки аппаратов на углеобогати-
тельных фабриках со взрывоопасной средой
Гипромашобогащением разработаны защит-
ные кожухи, заполненные трансформаторным
маслом. Аппараты 177-СЭи 176-СЭ выпускают
в этом исполнении соответственно под шиф-
рами АР-ЗМ и АР-5М.
Для размагничивания гранулированного
ферросилиция в Механобре разработаны раз-
магничивающие аппараты 222-СЭ и 223-СЭ
с водяным охлаждением с трубой диаметром
70 (100) и 150 мм. Эти аппараты имеют
повышенную напряженность магнитного поля
(до 95 кА/м).
В последнее время Гипромашобогащением
разработаны более экономичные высоко-
частотные импульсные раз-
магничивающие аппараты
АРВИ (рис. 11.63, см. табл. 11.34). Исполне-
ние АРВИ-Н предназначено для размагничи-
вания низкокоэрцнтивных пульп, АРВИ-В —
высоко коэрцитивных. Электрическое питание
Рис. H.61. Размагничивающий аппарат 176-СЭ:
J — труба из немагнитной стали; 2 — катушки;
J — защитный кожух; 4 — контактная коробка;
5 — опорная рама
199
Таблица 11.34
Техническая характеристика размагничивающих аппаратов
Параметры 178-СЭ 158-СЭ 177-СЭ 165-СЭ 176-СЭ L 225-СЭ 223-СЭ АРВИ-Н.000 АРВИ-Н.000-01 АРВИ-В-000 АРВИ-В-000-01
Диаметр трубы пульпо- провода, мм 50 75 100 150 200 450 70 150 150 250 150 250
Максимальная напря- женность магнитного по- ля на оси трубы, кА/м 40 40 40 38 40 36 95 95 50 50 100 100
Номинальный ток при ча- стоте 50 Гц в отсутствие пульпы (напряжение 380 В) 5,5 7,4 13,4 17,0 28,0 185,0 60,0 115,0 —
Мощность переменного тока, кВт Материал обмоточного провода 2,1 2,а 5,1 Медь 6,3 11,0 70,0 22,8 Алюминий 43,8 0,7 2,6 М 3,2 едь 8,4
Объемная производитель- ность по пульпе, м3/ч Габаритные размеры, мм: 25 54 85 180 300 1500 30 50 160 440 160 440
длина 930 970 1050 1080 1440 1600 1050 1100 860 860 860 860
ширина 458 506 574 635 635 1600 400 480 580 580 580 580
высота 492 543 608 670 670 980 400 480 700 700 700 700
Масса, кг 124 172 266 309 345 475 109 154 50,7 71,5 60,5 80,5
Изготовитель Цхинвальский завод вибрационных машин «Электровибромашина» — — — —
Рис. 11.62. Кривая амплитудных значений на-
пряженности магнитного поля вдоль оси раз-
магничивающего аппарата
Рис. [[.63. Высокочастотный импульсный раз-
магничивающий аппарат АРВИ:
/ — труба; 2 — катушка; 3 — кожух; 4 — Дере-
вянный брус; 5 — штепсельный разъем
От МОСЛО -
насосной станции.
Разгрузка
леской
Рис. II.64. Магнитный гидросепаратор МД-5;
i — чаша: 2 — гребки; 3 — разгрузочное от-
верстие; 4 — приемный бак; 5 — винт для ре-
гулирования положения гребков; 6 — бак-рас-
пределитель; 7 — магниты; 8 — датчики; О —
гидравлический вентиль; 70 — электромагнитные
Краны; II — маслонапорное устройство; 72 —
привод
аппаратов АРВИ осуществляется от специаль-
ных преобразователей.
Пульпа, поступающая в размагничивающий
аппарат, подвергается циклическому воздей-
ствию магнитного поля (с частотой 500 Гц),
создаваемого током катушки индуктивности
от периодических разрядов конденсаторов,
накапливающих энергию в периоды между
разрядами. При этом происходит разрушение
магнитных флокул, имеющихся в пульпе.
Магнитные дешламаторы. Для
дешламации и сгущения тонкоизмельченпого
сильномагнитного материала перед магнит-
ным обогащением или фильтрованием приме-
Таблица 11.35
Техническая характеристика магнитных дешламаторов
Параметры МД-5 МД-9 МД-12 ДС-5
Диаметр чана, м Площадь осаждения, м2 Крупность исходного питания, мм Содержание твердого в питании, % Содержание класса —0,074 мм, % Содержание твердого в сгущенном про- дукте Производительность, т/ч, не более Номинальная мощность привода, кВт Габаритные размеры, мм: длина ширина высота Масса, т Изготовитель 5 19,6 —1+0 12—28 65—100 60—70 50 3 5400 5300 5300 Н,7 Днепропетр ния 9 62,6 -1+0 10—20 65—100 60—70 150 7,7 9440 9200 8900 37,0 обский завод 12 113 — 1+0 10—20 65—100 60—70 250 7 13 500 13 600 7 050 52,9 •орно-шахтнсл 5 19,6 —2+0 10—30 50—100 6.0—70 125 5800 5800 4600 10,0 о оборудова-
201
Таблица 11.36
Технологические показатели работы магнитных дешламаторов МД-5
на фабрике № 2 ЮГОКа
Продукт Питание Пески Содержа- ние желе- за в сливе, %
Произво- дитель- ность, т/ч Содержа- ние твер- дого, % Содержа - ине желе- за, % Вы- ход, % Содержа- ние желе- за, % Извлече- ине желе- за, %
Концентрат магнитно- го обогащения (перед фильтрованием) — — 62,0 98,8 62,8 99,7 10,1
Слив гидроциклонов (перед магнитным обо- гащением) 45 18 51,3 82,0 60,5 96,7 9,4
няются магнитные гидросепараторы (дешла-
маторы). На некоторых отечественных магни-
тообогатительных фабриках были установ-
лены электромагнитные и магнитные конусы,
которые из-за трудности получения сгущен-
ных песков н нестабильности показателей их
работы не нашли широкого применения.
Магнитные дешламаторы
(рис. 11.64, табл. 11.35) предназначены для
дешламации н сгущения слива гидроцикло-
нов (тоикоизмельченных магнетитовых пром-
продуктов) перед магнитным обогащением и
концентрата магнитного обогащения перед
его фильтрованием.
В питающую коробку дешламатора встрое-
ны магниты, обеспечивающие флокуляцию
частиц магнетита. Имеется автоматическое
устройство, поддерживающее постоянный
уровень осажденного магнетита. В 1978 г.
принят к серийному производству магнитный
дешламатор ДС-5 с сифонной разгрузкой,
разработанный Уралмеханобром, Качканар-
ским ГОКом и Гипромашобогащением.
В табл. 11.36 приведены показатели работы
дешламаторов МД-5.
Глава 3
Практика
магнитного обогащения
§ 1. Обогащение
сильнемагнитных руд
Магнитное обогащение находит все более
широкое применение для обогащения руд
черных, редких и цветных металлов [21; 22;
34; 36; 40; 63; 78].
Обогащение магнетитовых
руд. Магнитное обогащение наиболее ши-
роко применяется для обогащения магнетито-
вых руд. Сухое и мокрое обогащение в настоя-
щее время осуществляют в основном на ма-
202
гнитных и электромагнитных барабанных
сепараторах. Для сухого обогащения крупно-
кусковой руды применяют сепараторы
171-СЭ, 168-СЭ, ЭБС-80/170 и 189-СЭ, для
мелкозернистой — быстроходные сепараторы
206-СЭ, а для мокрого обогащения — сепара-
торы 209-СЭ, ПБМ-120/300, ПБМ-4 и 167-СЭ.
Схема магнитного обогащения скарновой
магнетитовой руды с неравномерной вкрап-
ленностью рудных и нерудных минералов
показана на рис. П.65.
Сухое обогащение производится в один
прием или в два приема с перечисткой нема-
гнитного продукта I приема. При сухом обо-
гащении обычно выделяют отвальные хвосты
и промпродукт, направляемый на измельче-
ние и последующее мокрое магнитное обога-
щение.
Мокрое магнитное обогащение обычно про-
изводится в три стадии, каждая из которых
включает от одного до трех приемов. В I ста-
дии руда подвергается обогащению в один-два
приема для выделения отвальных хвостов и
промпродукта, направляемого в измельчение
II стадии. Во П стадии обогащение произво-
дится, как правило, в один прием и включа-
ется в замкнутый цикл П стадии измельчения,
что позволяет выделять хвосты по мере
раскрытия минералов пустой породы.
В III стадии обогащение производится
в два-три приема с перечисткой магнитного
продукта во П и III приемах. В этой стадии
выделяют концентрат, направляемый на обез-
воживание, промпродукт, возвращаемый во
II стадию измельчения, и отвальные хвосты.
Па обогатительных фабриках, оборудован-
ных сепараторами 167-СЭ с прямоточными
ваниамн, в I и II стадиях мокрого магнитного
обогащения применяют перечистку немагнит-
ного продукта. При установке более совер-
шенных сепараторов 209-СЭ или ПБМ-4
перечистки немагнитного продукта, как пра-
вило, не требуется.
Схемы магнитного обогащения, близкие
к изображенной на рис. 11.65, применяются
на обогатительных фабриках Соколовско-
Сарбайского, Коршуновского и Качканар-
ского ГОКов, на фабрике «Мармора» (Канада)
и на других фабриках.
Магнетитовые железистые кварциты Криво-
рожского бассейна и Курской магнитной
аномалии характеризуются более тонкой
вкрапленностью рудных минералов и минера-
лов пустой породы по сравнению со скарно-
выми рудами. Их обогащение может прово-
диться также по схеме, показанной на рис.
П.65, но в последние годы для обогащения
железистых кварцитов применяются более
сложные схемы.
На рис. II.66 показана схема мокрого
магнитного обогащения тонков крепленных
железистых кварцитов. Особенностью этой
схемы является увеличение количества стадий
измельчения до трех-четырех н магнитного
обогащения — до пяти.
Подобные схемы мокрого магнитного обога-
щения применены на обогатительных фабри-
ках ЮГОКа, Ингулецкого ГОКа, СевГОКа,
НКГОКа и др.
Эти схемы при одинаковом количестве ста-
дий измельчения различаются (в зависимости
от вкрапленности магнетита) количеством
стадий обогащения. Так, схема обогащения
Н КГОКа имеет три стадии, а схема ЮГОКа —
пять стадий.
Внедрение на реконструированных секциях
НКГОКа схемы с четырьмя стадиями из-
мельчения и тремя стадиями магнитного
обогащения позволило по сравнению
с проектной схемой повысить содержание
железа в концентрате с 61,5—62 до 64,5—
65,6 %
На 9-14 секциях обогатительной фабрики
№ 2 ЮГОКа применяются четырехстадиаль-
ная схема измельчения и пяти стадиальна я
схема магнитного обогащения. На этих сек-
циях слив гидроциклонов последней стадии
измельчения содержит 94—96 % класса
—0,074 мм, что в сочетании с большим числом
стадий магнитного обогащения позволяет
получать высококачественный концентрат,
содержащий до 65,5 % железа.
При обогащении магнетитовых руд широко
используются размагничивание, намагничи-
вание и обесшламливание мелко- и тонко-
измельченных продуктов.
Размагничивание пульпы, осуществляемое
на размагничивающих аппаратах при напря-
женности магнитного поля 36—50 кА/м,
повышает эффективность классификации и
фильтрования.
Намагничивание пульпы, поступающей на
обесшламливание, производится в специаль-
ных аппаратах при напряженности магнит-
ного поля 40—48 кА/м. Эта операция вызы-
вает флокуляцию магнитных частиц и тем
самым способствует повышению скорости
осаждения магнитных частиц в магнитных
конусах и дешламаторах.
Обогащение обожженных
руд. Магнитное обогащение на сепараторах
со слабым полем применяют для слабомагнит-
ных железных руд (мартитовых, гематитовых,
бурожелезняковых н сидеритовых) после их
магнетизирующего обжига и превращения
железосодержащих минералов в искусствен-
ный магнетит или маггемит. Обожженные
руды являются по существу искусственной
магнетитовой рудой и в зависимости от вкрап-
ленности рудных и нерудных минералов обо-
Руда
25(40Мбмн
Сухая магнитная
сепарация
<Р2 приема)
1 стадии
измельчения\
L UX и С
хвосты
Мокрая магнитная
сепарация
^{гтадия, Р2приема) | хвосты
X .и стадия
) измельчения
Мокрая магнитная
сепарация
\Пстидия, {прием)
Класстрикация
Слив
Обесшламливание
Мокрая магнитная
сепарация
(/// стадия, 2~3 приема)
Концентрат на
обезвоживание
и оеусловиние
Общие
мокрые
хвосты
Рис. 11.65. Схема магнитного обогащения скар
новой магнетитовой руды
гащаются по тем же схемам, что и магнетито-
вые руды.
Так окисленная железная руда на ЦГОКе
после обжига обогащается по той же схеме,
что и магнетитовая руда. В схеме обогащения
обожженной руды применяют такие же сепа-
раторы, как при обогащении магнетитовых
руд, однако допустимая производительность
сепараторов в зависимости от качества магни-
тизирующего обжига обычно в 1,5—2 раза
ниже, чем при работе на магнетитовых рудах.
При обогащении обожженных руд размагни-
чивание продуктов имеет исключительно
важное значение для повышения качества
концентрата в связи с повышенной коэрци-
тивной силой искусственного магнетита н
проводится при напряженности, магнитного
поля 95—100 кА/м.
При обогащении титано-
магнетитовых руд магнитноеобога-
203
РуЗа- КМОмм
измельчения^
Классификация
И стадия
измельчения
Магнитная сепарация
П1 стадия
измель чения
| (I стадиМкдприёма)
Классификация
Магнитная сепарация
| (' Ц стадия, t прием)
----------L—*
Класатрикация
И'.стадия I I
измельчениях | слиз
Магнитная сепарация
Обесизяамтабание
Магнитная сепарация
! М стада я, 2Мприема).
'звогты
Обесииламливание
- Хвосты
'xtMc!r)s<
Магнитная сепарация
ЦП стадия, f-З приема)
Обесшламлибание
Хвосты
Спив
Концентрат
на сралыпредачч'?
и окускование
Рис. ii.66. Схема мокрого магиитного обогащения
тонковкрапленных железистых кварцитов
щение в слабом поле обычно сочетается с дру-
гими обогатительными процессами, например
с флотацией и гравитацией.
Титаномагнетитовые руды при малом содер-
жании ильменита и особенно при весьма
тонкой его вкрапленности, не позволяющей
механическими методами обогащения выде-
лить титановый концентрат (например, руды
Качканарского месторождения), обогащаются
как магнетитовые, При значительном содер-
жании двуокиси титана (10—12 % и выше)
и вкрапленности ильменита, позволяющей
выделить титановый концентрат, руды обога-
щаются по комбинированным схемам, вклю-
чающим магнитное обогащение в слабом поле
для выделения магнетитового концентрата,
в который наряду с железом уходит связан-
ный с ним ванадий, и флотацию — для
выделения ильменитового концентрата. На
рис, 11.67 показана схема магнитного обога-
щения титаномагнетитовой руды месторожде-
ния Отанмяки (Финляндия). В этой схеме
для доводки железованадиевого концентрата
применяется сухое магнитное обогащение на
быстроходных барабанных сепараторах.
Особенностью схемы обогащения является
также наличие многократных (до 5) пере-
чисток магнитного продукта для максимально
возможного удаления ильменита в немагнит-
ный продукт, направляемый на флотацию.
Примерно по такой же схеме (но без приме-
нения сухого магнитного обогащения) обога-
щаются титаномагнетитовые руды в СССР,
США (Мак-Интайр) и др.
Обогащение комплексных
магнетитовых руд Магнетитовые
Чбщие
хдетпч
руды некоторых месторождений СССР и
зарубежных стран содержат кобальтоносный
пирит, халькопирит, сфалерит, апатит, цир-
кон и другие полезные минералы.
Для этих руд применяется магнитное обога-
щение в слабом поле в сочетании с другими
обогатительными процессами — гравитацией
и флотацией. Так, например, магнетитовая
руда Ковдорского месторождения содержит
наряду с железом апатит и циркон. Для
извлечения железа применяется магнитное
обогащение, а для извлечения апатита и
циркона — флотация ц гравитационное обо-
гащение.
Сульфидные и магнетитовые руды ряда
месторождений содержат кобальтоносный
пирит, который при магнитном обогащении
концентрируется в немагнитном продукте и
флотацией выделяется в самостоятельный
концентрат. При наличии халькопирита,
галенита и других ценных минералов селек-
тивной флотацией выделяются соответствую-
щие концентраты.
В США на фабрике «Корнуолл» для обога-
щения сульфидной магнетитовой руды, содер-
жащей 0,2—0,3 % меди и 0,03 % кобальта,
применяется схема магнитофлота щга иного
обогащения. По этой схеме получаются три
концентрата — магнетитовый, халькопирит-
ный и пиритный, в котором концентрируется
кобальт.
Обогащение медно-никеле-
в ы х руд. Жильные медно-никелевые руды
содержат наряду с пентландитом и халькопи-
ритом значительное количество сильномагнит-
ного пирротина, с которым они тесно сраста-
ются. Эти руды подвергают сухому магнит-
ному обогащению, при котором выделяют
кусковой сульфидный медно-никелевый кон-
центрат. Этот концентрат, состоящий в основ-
ном из пирротина и связанных с ним пентлан-
204
Руда ~гб(15)+0нн
Сухая магнитная
сепарация
Железо -
Ранадиедыи
концентрат-
Рис. 11.67. Схема магнитного обогащения тита-
иомагнетитовой руды
дита и халькопирита, направляется на плав-
ку. Немагнитный продукт с низким содержа-
нием никеля и меди, а также мелкую руду
подвергают флотации. По аналогичной схеме
обогащают жильные мсдно-пикелевые руды
Ка нады.
Пирротин, в значительном количестве со-
держащийся в некоторых полиметаллических
рудах, извлекают мокрым магнитным обога-
щением после измельчения руды до круп-
ности —1 мм и менее, при которой происходит
раскрытие минералов. Удаление пирротина
магнитным обогащением облегчает последую-
щую флотацию для выделения свинцового,
цинкового и других концентратов.
При переработке магнети-
то-гематитовых и магнети-
то-мартитовых руд (в зависимости
от вкрапленности рудных и нерудных мине-
ралов) обычно применяют комбинированные
схемы, включающие магнитные методы в соче-
Руда -25* Вмм
I стадия I
измельчения Q
Классифцкация
11 стадия Д,
измельчениями
магнитная
сепарация
I I
Классификация
'ОКмнидуговой грохот [РЗмм
Магнитная
сепарация
С 5 приема >।
Классификация
Немагнитный
продукт на
гравитации
Концентрат на
обезболивание
Спид .
1
Магнитная
сепарация
(’-J приема}
Отвальные
хвосты
Рис. II.68. Схема мокрого магнитного обогаще-
ния мелковкрапленной магнетито-гематитовой
РУДЫ
тании с другими методами обогащения (грави-
тационные или флотационные)
На рис; 11.68 показана схема обогащения
мелковкрапленной магнетн то-гематитовой
руды. Примерно по такой схеме осуществля-
ется магнитное обогащение руды Оленегор-
ского месторождения. При мокром магнитном
обогащении, осуществляемом на барабанных
магнитных сепараторах, выделяется магнети-
товый концентрат, а немагнитный продукт
направляется на гравитационное обогащение
При крупной вкрапленности рудных и
нерудных минералов магнетито-гематитовые
и магнетито-мартитовые руды обогащаются
с применением сухого и мокрого магнитного
обогащения. При этом выделяется высоко-
качественный магнетитовый концентрат, а не-
магнитные продукты направляются на грави-
тационное обогащение.
На рис. 11.69 показана схема магнито-
гравитационного обогащения крупновкрап-
ленной магпетпто-гематитовой руды. При-
мерно по такой схеме осуществляется обога-
щение маг нети то-гематитовой руды на фаб-
рике «Гренгсберг» (Швеция).
Регенерация ферромагнит-
ных утяжелителей (ферросилиция
или магнетита) в установках для разделения
руды в тяжелых суспензиях заключается
в отделении суспензии от продуктов обогаще-
ния и возвращении ее обратно в процесс.
Регенерация ферромагнитного утяжелителя
сводится к двум операциям — магнитному
обогащению в один или два приема и размаг-
ничиванию магнитного утяжелителя.
В отечественной практике для регенерации
магнетита и ферросилиция применяют бара-
банные сепараторы ЭБМ-3, ЭБМ-4, 246СЭ,
217-СЭ и др.
205
нуда-100+0мм
Мелкие классы
I стадия О
дробления 1
Грохочение
мытой руды
I
Отсадка,
Сорт А или
I сорт
Зернистые
шламы
Сухая магнитная
сепарация
Рудоразборка
Магнитная сепарация
Г (7-Z приема) ।
На отсадку Отвальные
хвосты
Рис. 11.70. Схема магнитного обогащения мелких
классов марганцевой руды
Пстадия
дробления
Хвосты
июрода)
Грохочение
т
Раздельно каждый класс
Сухая магнитная
сепарация
Мсгнети- I
товый у
концентрат
Гематитовый'
концентрат
Отсадка
Мокрая магнитная
сепарация
Магнитный
продукт
Немагнит-
ный
продукт
Концентрация
на бинтовых
сепараторах
Грохочение
Цмм -1мм
Концентрация
на столах
Магнетите- Отвальные Концентрат
гематитовый хвосты (?i% Fe)
концентрат
(М*62% Fe)
Рис. П.69. Схема магнитогравитацяонного обо-
гащения арупновкрапленной магнетито-гемати-
Товой руды
§ 2. Обогащение
слабомагнитных руд
Для слабомагвитных руд магнитное обогаще-
ние применяют, как правило, в сочетании
с другими обогатительными процессами —
гравитационным» электрическим обогаще-
нием, флотацией (например, при обогащении
марганцевых руд и руд редких металлов) и
Лишь в ограниченных случаях в качестве
основного процесса (для некоторых железных
РУД)-
Обогащение марганцевых
руд. В практике обогащения марганцевых
руд Никопольского и Чпатурского бассейнов
206
мокрое магнитное обогащение применяют для
мелких классов мытой руды крупностью
—2 (3) мм, зернистых шламов промывки»
выделяемых на классификаторах и гидро-
циклонах, а также для доизмельченных до
—2 мм промпродуктов отсадки. Схема ма-
гнитного обогащения мелких классов марган-
цевой руды показана на рис. 11.70. Мокрое
магнитное обогащение этих классов обычно
проводят в два приема с перечисткой нема-
гнитного продукта I приема обогащения.
Обогащение осуществляют на валковых элек-
тромагнитных сепараторах ЭРМ-1, ЭРМ-2,
ЭРМ-3 и ЭРМ-4.
Обогащение сидерито-бари-
товых руд в Чехословакии осуществ-
ляют на валковых сепараторах ЭРМ-1
с сильным полем. Сидерит извлекают в ма-
гнитный, а барит — в немагнитный продукты.
Мокрое магнитное обогащение проводят
в два приема с перечисткой немагнитного
продукта, выделенного в I приеме обогаще-
ния. Из исходной руды крупностью—34-0мм»
содержащей 28 % железа, выделяют концен-
трат, содержащий 33,9—37,6 % железа, и
хвосты, в которых содержится 2,4—5,8 %
железа.
Обогащение оолитовых бу-
рых железняков в ФРГ и Франции
в зависимости от крупности оолитов произво-
дится по гравитациопно-магнитной или ма-
гнитной схемам.
На обогатительной фабрике «Каленберг»-
(ФРГ) методом сухого магнитного обогащения
на быстроходных валковых сепараторах
(фирмы «Лурги») с верхним питанием обога-
щают известковые бурые железняки. Пустая
порода измельчается легче, чем оолиты,
поэтому при избирательном дроблении круп-
ные классы —8 43 и —3-40,6 мм выделяются
в виде концентрата, а класс —0,6-40 мм
поступает на обогащение, осуществляемое
в четыре приема с тремя перечистками не-
магнитного продукта. Сырую руду перед
дроблением подвергают сушке.
На фабрике «Пегниц» (ФРГ) пустая порода
в оолитовых бурых железняках представлена
кварцем, который измельчается хуже рудных
оолитов. Поэтому при избирательном дробле-
нии и измельчении классы крупнее 0,5 мм
направляются в хвосты, а класс —0,54-0 мм —
на сухое магнитное обогащение.
Черновой концентрат
гравитации.
Сушки
г
Электрическая сепарация
Провод- I Нгпровоё I
ника | ники L
Магнитная сепарация
(вславам пале) I
Хромитовый
концентрат {
Магнитная сепарация
5
К
£ «V
Магнитная сепарация
Магнитная I
Фракция 1
Электрическая сепарация
Провов- Непровод-1
^ника ники 1
Ильменитовый втавролитовый
кон центрат концентрат
Магнитная
1 фракция
Ильменитовый
концентрат
Электрическая сепарация
Провод-1 Непровод-
мики I ника
Рутиловый концентрат у
Немагнитная
фракция у
I
Гравитация
1 Легкая
фракция
сушка.
Тяжелая
I фракция
Сушка.
Электрическая
сепарация
иПро вод-
ники.
Непроводники
т
Электрическая
сепарация
Провод- 1
H<iKU Хвосты
(кварц)
Магнитная сепарация
\цемагнитная
1фракция
Цирконовый
концентрат
Магнитная фракция
Хвосты (ставролит.,
турмалин)
Магнитная сепарация
Немагнитная
фракция 1
Дистенсипл ин анашо-
вый концентрат
Рис, 11.71. Схема доводки черновых гравитацион-
ных концентратов при обогащении титано-цир-
коннеаых песков
В ФРГ применяют гравитационно-магнит-
ные и магнитные схемы, в которых сухое
«обогащение осуществляют на валковых сепа-
раторах с сильным полем с верхним питанием.
Оолитовые бурые железняки Лисаковского
месторождения обогащаются по гравитацион-
но-магнитной схеме, включающей отсадку
с выделением концентрата и доработкой пром-
продукта на мокрых электромагнитных вал-
ковых сепараторах ЭРМ-4, Технологическая
схема обеспечивает получение концентрата
с содержанием 49 % железа из исходной руды,
содержащей около 42 % железа, при извлече-
нии 75—78 %.
Исследования обогатимости оолитовых бу-
рых железняков Лисаковского месторожде-
ния показали, что последние также эффек-
тивно обогащаются по схеме, включающей
дробление и измельчение до крупности
—3 |-1 мм и сухое обогащение на валковом
сепараторе 233-СЭ при быстроходном режиме.
По этой схеме из исходной руды, содержащей
36—38 % железа, выделяется концентрат,
содержащий около 49 % железа, при извле-
чении до 90 % (см. табл. 11.26).
При доводке гравитацион-
ных концентратов руд ред-
ких металлов магнитное обогащение
на сепараторах с сильным полем применяется
в сочетании с электрическим обогащением.
На рис. П.71 показана схема доводки черно-
вых гравитационных концентратов при обога-
щении титано-циркониевых песков.
Доводка концентратов руд редких металлов
ранее производилась на сепараторах МС-2.
В последние годы применяют более произво-
дительные быстроходные валковые сепара-
торы с нижним питанием 229-СЭ, 233-СЭ,
ЭРС-6.
Обезжедез пение кварцевык
песков, пегматитов и Другого
сырья Для стекольного и керамического
производства осуществляется главным обра-
зом на электромагнитных валковых сепарато-
рах 8ЭВС-В-16/100 и 164-СЭ с верхним пита-
нием по схеме с псречистками немагнитного
продукта в одной машине, а также на
электромагнитных валковых сепараторах
229-СЭ, 250-СЭ, 233-СЭ с нижним питанием,
§ 3. Пути развития
магнитного обогащения
Проведенные за последние годы исследования
процесса магнитного обогащения и создание
новых конструкций магнитных и электро-
магнитных сепараторов открывают широкие
возможности по дальнейшему совершенство-
ванию магнитного обогащения руд и расши-
рению областей его применения.
Перспективными являются следующие на-
правления:
1. Применение сухих быстроходных ма-
гнитных барабанных сепараторов для доводки
магнетитового концентрата, выделяемого при
мокром магнитном обогащении, позволяет
получить высококачественный концентрат
для порошковой металлургии и других целей.
Исследования по сухой доводке магнетито-
вого концентрата Оленегорской фабрики,
проведенные на быстроходных барабанных
магнитных сепараторах 206-СЭ, показали
возможность повышения содержания железа
в концентрате с 64 до 69—70 %.
207
2. Создание высокопроизводительных су-
хих быстроходных магнитных барабанных
сепараторов для обогащения магнетитовых
РУД с целью выделения концентратов по мере
раскрытия рудных минералов. На некоторых
фабриках США и Швеции из мелковкраплен-
ных руд при крупности измельчения до
•—3 (1) мм выделяют готовые концентраты,
получаемые при мокром обогащении лишь
при измельчении до крупности —0,1 мм и
менее. Установлена эффективность таких
схем для обогащения скарновых магнетитовых
руд Кень-Тюбе, Соколовского и других
месторождений.
3. Создание высокопроизводительных мок-
рых высокочастотных электромагнитных ба-
рабанных сепараторов для обогащения магне-
титовых руд с целью выделения готовых
концентратов по мере раскрытия рудных
минералов.
4. Создание мокрых магнитных и электро-
магнитных барабанных сепараторов с повы-
шенной напряженностью магнитного поля на
поверхности барабанов (до 145—200 кА/м)
позволит значительно увеличить допустимую
производительность сепараторов и сущест-
венно снизить потери железа в хвостах при
обогащении труднообогатимых магнетитовых
РУД.
5. Создание перечистных магнитных бара-
банных сепараторов, совмещающих в одной
машине несколько операций по перечистке
концентрата, упрощает аппаратурное оформ-
ление схем мокрого магнитного обогащения
магнетитовых руд и повышает эффективность
разделения. Технологические испытания и
внедрение перечистных сепараторов на Олене-
горском ГОКе и комбинате КМ Ар уда подтвер-
дили возможность получения в одной машине
высококачественного концентрата.
6. Создание более эффективных и произво-
дительных сухих электромагнитных валковых
сепараторов для доводки зернистых фракций
черновых концентратов руд редких металлов,
для сухого магнитного обогащения слабо-
магнитных бурожелезняковых руд, для обез-
железнения стекольного, керамического и
абразивного сырья.
7. Создание магнитных и электромагнитных
высокоградиентных сепараторов для мокрого
магнитного обогащения тонковкрапленных,
слабомагнитных руд (в том числе окисленных,
частично окисленных магнетитовых и смешан-
ных магнетито-мартитовых руд) и для обез-
жслезнения различных материалов произво-
дительностью 100—200 т/ч.
РАЗДЕЛ III
ЭЛЕКТРИЧЕСКОЕ
ОБОГАЩЕНИЕ,
КЛАССИФИКАЦИЯ
И ОБЕСПЫЛИВАНИЕ
Глава 1
Физические основы
электрического обогащения
§ 1. Общие сведения
Электрическая сепарация (обогащение, клас-
сификация и обеспыливание полезных иско-
паемых и материалов) основана на различии
электрофизических свойств разделяемых ком-
понентов.
Электрическая сепарация применяется для
обработки сыпучих материалов крупностью
до —5 мм, переработка которых другими мето-
дами малоэффективна (компоненты близки
по плотности, магнитным или физико-хими-
ческим свойствам) или неприемлема с эконо-
мической или экологической точки зрения.
Особенно перспективна электрическая сепа-
рация в маловодных районах.
Электрическая классификация основана на
различном поведении в электрическом поле
частиц минералов, отличающихся по круп-
ности и форме. При электрической классифи-
кации наблюдается меньшая запыленность
воздуха, так как пыль практически пол-
ностью удерживается электрическим полем.
Электрическую классификацию можно при-
менять при обеспыливании и классификации
металлических и неметаллических порошков,
различных неорганических и органических
веществ н др. [48, 60, .87]-
Электрические классификаторы можно
использовать и как обогатительные аппараты,
если минералы отличаются по форме (отделе-
ние слюды, асбеста и других материалов
пластинчатой или волокнистой структуры от
зернистой части) или если тонкозернистая
часть исходного материала отличается по
вещественному составу от крупнозернистой
части (обогащение угля, стекольных песков,
вермикулита н др.) [60].
Электрическая сепарация —
процесс разделения частиц компонентов смеси
с различными электрофизическими свой-
ствами, в зависимости от которых под дей-
ствием электрического .поля изменяются
траектории движения частиц.
Электрическая сепарация
по электрической проводи-
мости (электропроводности) применяется
для разделения компонентов с различным
значением электрической проводимости.
В табл. Ш.1 приведены значения электро-
проводности и диэлектрической проницае-
мости наиболее распространенных минералов-
121, 60, 87, 90].
Электропроводность минералов складыва-
ется из объемной и поверхностной составляю-
щих. Значение объемной электропроводности
зерен минералов изменяется в довольно широ-
ких пределах в зависимости от содержащихся
в их составе примесей. Поскольку поверх-
ностная электропроводность зависит не только
от состава зерен минерала, но и от состояния
их поверхностей, колебания в значении общей
электропроводности еще более велики. Все
минералы по электропроводности условно
могут быть разделены на три группы: провод-
ники, полупроводники и непроводники, или
диэлектрики (см. табл. I1I.1).
Обогащение осуществляется успешно, если
компоненты минеральной смеси значительно
различаются по величине проводимости.
Хорошо разделяются минералы-провод-
ники от полупроводников и непроводников.
Несколько труднее отделить полупроводники
от непроводников. Разделение же минералов
одной группы на основе только естественных
различий в электропроводности вызывает
еще большие трудности.
Для разделения минералов, имеющих близ-
кие по значению проводимости, применя-
ют трибоэлектростатическую
(или трибоэлектрическую) сепа-
рацию. Этот способ основан на использовании
трибоэлектрического эффекта или, точнее,
контактной электризации.
В общем виде явление трибоэлектрического
эффекта заключается в следующем. Если
электрически нейтральную частицу одного
минерала привести в соприкосновение с элек-
трически нейтральной частицей другого мине-
рала или с поверхностью какого-либо мате-
риала и затем прервать контакт, разъединив,
их, на обеих соприкасающихся поверхностях
возникнут различные по знаку электрические
заряды. Поскольку площадь контакта частиц
мала, образующийся заряд невелик. При
многократном повторении указанного эле-
ментарного акта и при условии, что этот
контакт осуществляется каждый раз новыми
участками поверхности (скорость утечки за-
рядов с частиц невелика), удается создать
плотность поверхностного заряда, достаточ-
ную для сепарации в электростатическом
поле высокой напряженности.
В табл. Ш.2 приведены данные о знаках
электрических зарядов при контакте между
частицами некоторых минералов, а в табл.
III.3 — при контакте частиц минералов,
с электризующими поверхностями из различ-
ных материалов.
Способность контактирующих минералов и
веществ к приобретению электрических заря-
дов определяется их природой, дефектами
структуры кристаллической решетки и состоя-
нием поверхности. Физической величиной,
характеризующей процесс образования за-
209'
шййкМйКЖ
Характеристика, электропроводности, и диэлектрической, проницаемости, материалов Таблица Ш.1
Проводники
Полупроводники
ОМ'1 • СМ'1
Непроводники
S.
4 10s ю5 10* и* 1OZ 101 1 1Q1 1б2 1(Г 10* ю5 106 -7 1Q 10* ю3 ю* 1011 ю12 1бп 1015 id16 ю17 1Q18 s 5 2 5 S S
Алмаз 5,7
Альбит * 6,0
Анортит 6,9
Антимонит мм 11,2
Апатит
Аргентит >81
Арсенопирит >81
барит к 6,2 -7,9
берилл -
: биотит 10,3
боксит 10,9
борнит >81
мм мм
Вермикулит 9,5-13,5
Висмутин мм >81
Вольфрамит - 12,5
Галит 5,6 - 64
Галенит >81
Ггматит - 25
Гипс • — 6,3-7,9
Гранат 3,5~4,0
Графит мм >81
Доломит 6?-8,2
Золото мм* ёмм >81
Ильменит 53,7-81
Кальцит 7,5~ 8,7
Касситерит I тп 24,0
Кварц 4,5- 6,0
Ковеллин >81 :
Кобальтин мм 33,7-81
Корунд 6,2
Куприт 5,4
Магнетит 1 33,7-81
Магнезит ’
Марказит Ж» 33,7-81
Микроклин 5,6
Молибденит жв >81
Монацит 3,0-6,6
Мусковит 6,2 ~8,0
Неерелин - 6,2
Никелин мш >81
Пирит ЗЗП-81
Пирротин >81
Пиролюзит мм >81.
Пирохлор 4,2-4,8
Платина >81
Псиломелан
Рутил 89-175
Сера 4,1
Серебро МММ «V I >81
Сильвин 1- 6,0
Сидерит 1 .. 1 5,2
Станнин —
Стибнит • 11,2
Сфалерит ами . [ 5,0-6,0
Сфен 1 11 Г П.ПТПГ1.1 4,0-6,6
Тальк 5,8
Тетраэдрит >81
Турмалин 5,6
Флюорит 6,2-8,5
Флогопит 7,0 1
Халькопирит мм м» >81
Хромит • • 11,0
Циркон 3,6-5,2
Шеелит 3,5
Эгирин 4 1*^" 7,2
210
Таблица III.2
Знаки электрических зарядов,
образующихся при контактной
электризации пар минералов [17]
Минерал Знак за- 1 ряда | Минерал Знак за- ряда
Сера Каменная соль +
Кальцит — Кварц +
Микроклин — 1 Каменная соль +
Кварц *— Смитсон кт +
Халькозин — 1 Микроклин +
ряда на минералах при контактной электри-
зации, являются работа выхода электрона,
которую необходимо затратить на преодоле-
ние сил, удерживающих электрон в решетке
при выходе его из минерала [67]. Количест-
венных данных о значениях работы выхода
электрона для минералов пока практически
нет в связи с трудностью их эксперименталь-
ного определения и теоретического расчета.
Диэлектрическая сепара-
ция основана на различии в диэлектриче-
ской проницаемости разделяемых минералов.
Ее относительные значения для наиболее
распространенных минералов приведены
в табл. III.1.
Диэлектрическая сепарация заключается
в том, что в неоднородном электрическом поле
в среде с диэлектрической проницаемостью
ес, промежуточной между диэлектрическими
проницаемостями разделяемых минералов
с и еа, частицы с диэлектрической прони-
цаемостью 8j, большей ес, втягиваются в об-
Т а б л и ц а III.3
Знаки электрических зарядов, образующихся
при контакте минералов с различными
электризующими поверхностями [60]
Минерал Эбонит Стекло Картон Целлулоид £ Медь ла S 2 £
Сера
Кварц + —-
Микроклин + — -— — — — —
Биотит + -— — № — —— — —
Касситерит +
Гематит + —- — — — — —-
Халькозин + — — -— — —
Гипс + — .— -1-
Смитсонит + 4- .—. - — —
Магнезит + + — — -— — —
Кальцит + 4- — -— —” +
Барит + -1- .— — —
Каменная соль + 4- 4- 4- — -— —
Циркон + + — 4- 4- —- —
Флюорнт + + + 4- + + +
ласти наибольшей напряженности, а частицы
с проницаемостью е2, меньшей ес, наоборот,
выталкиваются в направлении более слабых
участков поля. Этим способом могут разде-
ляться минералы с диэлектрическими про-
ницаемостямн, различающимися на 0,5—1
единицу.
Пироэлектрическая сепара-
ция основана на свойстве небольшой
группы кристаллических минералов (турма-
лин, каламин, борацит ц др.), обладающих
различными коэффициентами теплового рас-
ширения по различным осям кристаллов,
поляризоваться при нагревании и охлажде-
нии. Неодинаковые напряжения, возникаю-
щие в таких кристаллах, вызывают образова-
ние локальных разноименных зарядов на
противоположных концах кристалла.
Для минералов, в кристаллической решетке
которых имеются электрические диполи, рас-
положенные в определенных кристаллогра-
фических направлениях, в принципе возмож-
на сепарация вследствие пьезоэлектрического
эффекта, т. е. путем поляризации под дей-
ствием механических напряжений. Использо-
вание этого эффекта в практических целях
пока неизвестно.
Не нашли пока практической реализации
также такие потенциально возможные спо-
собы, как сепарация на основе фото-
электрического эффекта,
униполярной проводимости
и других электрических свойств.
Промышленное применение получили спо-
собы, основанные на разнице в электрической
проводимости и в способности минералов
к приобретению различных зарядов при
контактной электризации. Процессы диэлек-
трической и пироэлектрической сепараций,
имеющие ограниченное распространение,
в отдельных случаях могут быть весьма
эффективными.
При сепарации по электропроводности на
процесс значительно влияют контактная элек-
тризация и в меньшей степени пондеромотор-
ные силы, возникающие вследствие различия
в диэлектрической проницаемости разделяе-
мых минералов и воздушной среды. При
трибоэлектрической сепарации в ряде случаев
имеют место пироэлектрический и фотоэлек-
трический эффекты. Поэтому реальные про-
цессы электрической сепарации по природе
используемых электрических явлений весьма
сложны и зависят от большого числа электри-
ческих свойств минералов.
Процесс электрической сепарации в общем
виде можно условно разделить на три стадии:
подготовка материала к сепарации, зарядка
минералов и отделение заряженных частиц
друг от друга.
§ 2. Способы сообщения частицам
электрических зарядов
Зарядка (электризация) — важнейшая ста-
дия электрической сепарации. Она может
осуществляться путем создания на частицах
избыточных зарядов какого-либо одного
211
'Рис. Ш.1. Способы зарядки частиц при элек-
трической сепарации по электропроводности;
а — соприкосновением с электродом, находя-
щимся под определенным потенциалом; б — иони-
зацией подвижными ионами; в — ионизацией
в сочетании с разрядкой через заземленный
электрод:
1 — частица мииерала-непроводпика; 2 — части-
ца минерала-проводника; 3 — электрод с боль-
шим радиусом кривизны; 4 — то же, с малым
радиусом кривизны: 5 — газовые ионы
знака (положительного или отрицательного),
а также путем создания на противоположных
концах частицы поляризационных (связан-
ных) или свободных зарядов разного знака.
Разделяемые минералы при электрической
сепарации чаще всего заряжают избыточными
зарядами, различными по величине и жела-
тельно (но не обязательно) — по знаку.
Известно несколько способов зарядки.
При сепарации по электропроводности
зарядка возможна одним из следующих
способов (или их комбинацией): касанием об
электрод, находящийся под электрическим
потенциалом: ионизацией.
При соприкосновении частиц проводника
с поверхностью электрода (рис. III. 1, а)
минерал приобретает потенциал электрода.
Частицы проводников практически сразу за-
ряжаются до предельного значения. Частицы
минералов-непроводников (диэлектриков)
могут сохранять свой первоначальный заряд
в течение десятков секунд или минут [49],
однако ввиду конечных значений проводимо-
стей постепенно разряжаются и также при-
обретают потенциал электрода. Помимо
электрической проводимости скорость за-
рядки (или разрядки) частиц зависит от их
формы и контактного сопротивления е элект-
родом, а предельная величина заряда зависит
от диэлектрической проницаемости, формы
частиц и напряженности внешнего электри-
ческого поля. Для проводящего шарика ра-
диусом г, касающегося электрода и находя-
щегося в постоянном электрическом поле
напряженностью Е предельная величина
заряда [62]
д —-1,83-1О“1ОЕга, (Ш.1)
Механизм зарядки подвижными ионами
показан на рис. Ш.1, б и 111.1, в.
Наиболее распространенный источник полу-
чения ионов — коронный разряд. Возможны
и другие способы (например, радиоактивное
излучение). Коронный разряд обычно созда-
стся между электродом в виде острия или
тонкой проволоки, на которые подается вы-
сокое напряжение, и заземленным электро-
дом. В результате частичного пробоя меж-
электродного промежутка в пространстве,
окружающем коронирующий электрод, ио-
низируются молекулы воздуха. Под влиянием
электрического поля поток ионов движется
от коронирующего электрода к заземленному.
Знак этих ионов совпадает с полярностью
коронирующего электрода.
Ток коронного разряда зависит от формы
коронирующего электрода и увеличивается
с увеличением напряжения, подаваемого
на электроды.
В поле коронного разряда возможна за-
рядка как взвешенных в воздушном потоке
частиц (см. рис. III. 1, б), так и находящихся
на электроде (см. рис. 111.1, в). Ионы,
движущиеся под действием внешнего электри-
ческого поля и поля частицы, сталкиваются
с частицами и оседают па них. Поле частицы
в первоначальный момент времени определя-
ется поляризационными зарядами, по знаку
противоположными ближайшим электродам.
Это усиливает результирующее электрическое
поле и увеличивает концентрацию ионов
вблизи частиц. Через определенный проме-
жуток времени все частицы приобретут
заряд, одноименный по знаку с потенциалом
коронирующего электрода, независимо от
того, будут они проводниками или диэлектри-
ками (см. рис. 1П.1, б). Для взвешенных
в воздухе частиц величина заряда у провод-
ника будет несколько выше, чем у диэлект-
рика вследствие большей диэлектрической
проницаемости проводящих частиц.
Значительная разница в величинах заря-
дов проводящих и непроводящих частиц
достигается при комбинации методов иони-
зации и разрядки через заземленный элект-
род (см. рис. Ili.l, с). Если заряженная
в поле коронного разряда частица является
проводником, попадая на заземленный элект-
род, опа легко передает свой заряд этому
электроду. Скорость разрядки диэлектриков
будет определяться сопротивлением частиц.
Таким образом, за счет кинетики разрядки
возникает разница в остаточных зарядах,
пропорциональная электропроводности ча-
стиц минералов. При последнем методе заряд-
ки обеспечивается максимальная разница
в зарядах, поэтому его часто применяют в
современных сепараторах, предназначенных
для разделения минералов по электропро-
водности.
Математическое описание механизма за-
рядки минералов изложено в литературе
[49, 62].
При диэлектрической сепарации зарядка
частиц избыточными зарядами не произво-
дится. Внешнее электрическое поле, в котором
осуществляется сепарация, взаимодействует
‘212
с зарядами поляризации. На стороне части-
цы, обращенной к положительному электроду,
возникает отрицательный заряд, и наоборот.
Время установления зарядов поляризации
обычно значительно меньше периода изме-
нения внешнего электрического поля [16].
На противоположных концах частиц, ори-
ентированных вдоль силовых линий электри-
ческого поля, могут образовываться свобод-
ные заряды разных знаков —- происходит
так называемая биполярная зарядка [65].
Максимальные заряды при биполярной за-
рядке пропорциональны длине волокна и
могут на несколько порядков превышать
заряды поляризации; скорость установления
биполярных зарядов зависит от сопротивле-
ния частиц. Биполярная зарядка имеет
значение при сепарации и классификации
удлиненных частиц.
Способы зарядки при трибоэлектрической
сепарации:
контакт всех разделяемых минералов с эле-
ктризатором, который обычно выполнен в ви-
де вибролотка, наклонной плоскости или
иного устройства, обеспечивающего много-
кратное соприкосновение частиц минералов
с его поверхностью в процессе их перемеще-
ния (рис. JII.2, а, б);
контакт разделяемых минералов между со-
бой при перемешивании их во вращающемся
барабане или ином устройстве, обеспечива-
ющем интенсивное соударение (рис. II 1.2, в,
*)
Первый способ контактной электризации
открывает широкие возможности Для селек-
тивной зарядки при подборе электризующих
поверхностей, однако ввиду монослойного
прохождения материала производительность
этого процесса ограничена.
Второй способ, наоборот, позволяет обе-
спечить высокую производительность, но
ограничивает возможность регулирования
процесса зарядки.
Физический механизм контактной элек-
тризации сложен и недостаточно изучен.
Общую качественную картину можно полу-
чить, используя представления современной
физики твердого тела, в частности зонной
теории [17, 67].
За основу принято положение о переходе
носителей электрических зарядов от одного
контактирующего вещества к другому в ре-
зультате различия концентрации в них но-
сителей зарядов.
Общая концентрация носителей зарядов
в твердом теле при данной температуре зави-
сит от его природы, наличия- дефектов в
структуре кристаллической решетки и состоя-
ния поверхности. При контакте двух различ-
ных веществ возникает обмен носителями за-
ряда до установления равновесной концен-
трации, что и является причиной возникнове-
ния двойного слоя электрических зарядов
вблизи поверхности контакта. Направление
перехода носителей зарядов в общем случае
определяется соотношениями величин работы
выхода электрона контактирующих веществ
[67]. При разрыве контакта на частицах ос-
таются электрические заряды.
Рис. III.2. Способы зарядки частиц при трибо-
электрической сепарации;
а — контактом частиц с электродом; б — разры-
вом контакта частиц с электродом; в — контактом
частиц друг с другом; г — разрывом контакта
частиц Друг с другом
При пироэлектрической сепарации заряд-
ка сводится к созданию резкого перепада
температуры. Если один из разделяемых
минералов обладает способностью к пиро-
электрической поляризации, он при этом
получит электрический заряд, а остальные
минералы останутся незаряженными.
§ 3. Силы, действующие
на частицы в электрическом поле
Различно заряженные частицы разделяются
в результате взаимодействия электрических
и механических сил, действующих в рабочей
зоне сепаратора и, как следствие, изменения
их траектории.
Основные электрические силы, действую-
щие на частицы, следующие:
1. Электрическая кулоновская сила F3,
обусловленная притяжением частицы к про-
тивоположному по знаку электроду и оттал-
киванием ее от одноименного электрода,
(III.2)
где Q — заряд частицы; Е — напряженность
электрического поля.
2. Сила зеркального отображения Ед, воз-
никающая при искажении внешнего электри-
ческого поля поверхностью электрода и про-
являющаяся, если частица находится вбли-
зи электрода. Сила направлена к электроду
и стремится удержать частицу на нем или
вблизи него.
Для точечного заряда Q, находящегося
на расстоянии г от заземленной плоскости,
сила зеркального отображения
Fs-~ Q14r2. (II1.3)
3. Пондемоторная сила Fa, обусловленная
разницей между диэлектрической прони-
цаемостью твердой частицы и диэлектри-
ческой проницаемостью среды ес, в которой
осуществляется сепарация. Эта сила стре-
мится вытолкнуть частицу в более слабые
участки поля, если < ес и, наоборот, втя-
нуть — при еч > ес:
Fa - 4ле0есг3 /ч~£° Е grad | Е |, (111.4)
ОЦ -f-
213
где efl — электрическая постоянная; grad Е —
производная напряженности электрического
поля в направлении ее максимального изме-
нения.
Электрическая сепарация, как правило,
осуществляется в воздушной среде, ес ко-
торой равно I. В этом случае равенство
(111.4) приобретает вид
р __ ]
Fn = 4ле0г3 -Л— Е grad | Е |. (I II .5)
Электрические силы, действующие между
частицами, обычно не учитываются, так как
для сепарируемых частиц они незначительны.
Действующие электрические силы опреде-
ляются параметрами электрического поля,
основными из которых являются:
наличие движущихся носителей заряда —
ионов, электронов (при отсутствии движу-
щихся носителей заряда поле электростати-
ческое);
изменение во времени напряженности элект-
рического поля (постоянное или переменное);
изменение в пространстве напряженности
электрического поля (однородное или неод-
нородное);
среда, в которой осуществляется сепарация
(газ или жидкость).
Электрическая кулоновская сила Fa (Ш.2)
проявляется при всех указанных параметрах
поля, поэтому электрическое обогащение
в отличие от магнитного возможно как в од-
нородном, так и в неоднородном полях.
Однако влияние F3 на траекторию движения
частиц практически нивелируется в поле
переменной полярности вследствие механи-
ческой инерции частиц.
Сила зеркального отображения F3 также
возникает при всех указанных параметрах,
но ее действие заметно лишь вблизи электрода
или при соприкосновении с ним. По абсолют-
ной величине она значительно меньше F3.
Пондеромоторная сила Fn проявляется
только в неоднородном поле, причем ее зна-
чение зависит от характера среды. В воз-
духе при прочих равных условиях, она весьма
мала по сравнению с F3, однако в жидкости
с высокой диэлектрической проницаемостью
достигает больших значений. Пондеромотор-
ная сила, действующая на частицу, не зависит
от направления напряженности, так как
с изменением его меняется и направление
поляризации. Поэтому разделение возможно
при переменной полярности.
Основными механическими силами явля-
ются: сила гравитационного притяжения Fr;
центробежная сила F4; силы сопротивления
среды Fc.
Силы молекулярного сцепления частиц
между собой и с электродами, а также сила
трения между частицами и электродом
для частиц крупнее 0,1 мм не учитываются.
Инерционные силы действуют на завершаю-
щем этапе и решающего значения не имеют.
Действующие механические силы зависят
от характера движения материала в рабочем
пространстве. При этом возможны следую-
щие варианты:
214
материал движется по криволинейному
транспортирующему электроду (действуют
в основном силы Fr и F4);
материал движется по плоскому транспор-
тирующему электроду (действует сила Fr)-
материал находится в состоянии свобод-
ного падения (действуют силы FP и Fc);
материал находится во взвешенном состоя-
нии (силы Fr и Fc уравновешены).
На рис. III.3, а, б изображены векторные
диаграммы сил, характерные для сепаратора
с криволинейным транспортирующим элект-
родом барабанного типа.
Заряженные частицы минералов (один слой)
равномерно распределяются по поверхности
барабана и при вращении его вводятся в ра-
бочее пространство. Барабан выполняет не
только транспортирующую функцию, но и
является одним из электродов. Электроста-
тическое или электрическое поле постоянной
полярности напряженностью до 10 кВ/см
создается между ним и отстоящим от него
на некотором расстоянии вторым электро-
дом или системой электродов. Электрическое
поле обычно бывает неоднородным, что обу-
словлено конфигурацией электродов. Про-
цесс происходит в воздушной среде. Электри-
ческая сила F3 прижимает к барабану ча-
стицы, имеющие знак заряда, противополож-
ный знаку полярности барабана (см.
рис. III.3, а) и отталкивает от него одноимен-
но заряженные частицы (см. рис. III.3, б).
Сила зеркального отображения F3 направ-
лена к центру барабана. Она стремится удер-
жать частицы на его поверхности. Центро-
бежная сила Ед, наоборот, стремится отор-
вать частицы от поверхности. Гравитационная
сила Fr действует вертикально вниз, а ее
составляющие определяются в зависимости
от угла поворота барабана а.
Пондеромоторная сила Fn направлена от
центра барабана, так как диэлектрическая
проницаемость минералов больше, чем воз-
духа, и концентрация силовых линий поля
повышается в направлении ко второму элек-
троду, однако эта сила относительно мала,
и ею можно пренебречь.
Силы сопротивления воздушной среды для
зернистых частиц в рабочей зоне барабанного
сепаратора относительно невелики, и их
также можно не учитывать.
Результирующая сила F, определяющая
траекторию частицы, является векторной
суммой основных взаимодействующих сил:
F = ±F9+F3- Fu±Fr. (III.6)
На рис. III.3, в изображена векторная
диаграмма сил, характерная для сепара-
торов с плоским транспортирующим электро-
дом (плоскостные, дисковые, ленточные).
Частицы движутся вместе с лентой или по
плоскости, которые являются одновременно
одним из электродов. Между этим электро-
дом н расположенным над ним вторым элект-
родом создается электрическое или электро-
статическое поле напряженностью 2—
4 кВ/см.
б
Рис. П1.3. Векторные диаграммы сил, действу-
ющих на частицы в сепараторах:
а, б — барабанном электростатическом; в — пло-
скостном электростатическом; г — камерном элек-
тростатическом; д — диэлектрическом:
1 — частица, заряженная положительно; 2 —
то же, отрицательно
Результирующая сила F складывается
нз электрической кулоновской силы F3,
силы зеркального отображения F3 и гравита-
ционной
F = Рз +Fr- (HI. 7)
Когда частицы находятся на электроде •
то силой сопротивления воздушной среды и
пондеромоторной силой, как и в первом слу-
чае, можно пренебречь. Сопротивление, испы-
тываемое частицами при движении по плоско-
сти, сказывается при разделении минералов,
резко различающихся по форме.
В камерном трибоэлектрическом сепарато-
ре (рис. III.3, г) частицы находятся в состоя-
нии свободного падения. Между пластинча-
тыми электродами создается электростатиче-
ское поле постоянной полярности напряжен-
ностью 2—4 кВ/см. Частицы вводятся в ра-
бочее пространство на некотором расстоянии
от электродов. Поэтому сила зеркального
отображения начинает проявляться только
при приближении частицы к одному из них н
практически не влияет на разделение. Дей-
ствием пондеромоторных сил также можно
пренебречь.
Движение частиц в горизонтальном направ-
лении определяется в основном электрической
силой F3, характеризующей притяжение ча-
стиц к электроду противоположной полярно-
сти и отталкивание их от одноименного элект-
рода.
В вертикальном направлении на частицу
будут действовать силы тяжести Fr и сопро-
тивления среды Fc, направления которых
противоположны.
В электросепараторах с воздушной средой,
когда частицы не соприкасаются с электро-
дом, уравнение движения можно записать
в виде
mdvjdt = Е (х, у) q -J- mg -j- Fc,
(III.8)
где mg — сила тяжести; g—ускорение
свободного падения; Е (х, у) q — сила взаи-
модействия между зарядом частицы у и
электрическим полем напряженностью
Е (х, у), зависящим от координат х, у;
и — скорость движения частиц, t — время.
Заряды частиц, входящие в уравнение
(III.8), определяются непосредственными
измерениями с помощью электрометра или
фотографированием при импульсном осве-
щении траекторий частиц в электростатиче-
ском поле [3].
При диэлектрической сепарации (см.
рис. III.3, 6) в качестве среды для разделения
используется непроводящая жидкость, диэ-
лектрическая проницаемость которой под-
бирается таким образом, чтобы ее значение
было промежуточным между значениями
диэлектрической проницаемости разделяемых
компонентов. Процесс происходит в резко
неоднородном электрическом поле переменной
полярности напряженностью до 5 кВ/см. По-
этому в основном действуют пондеромоторные
силы, которые н определяют процесс.
Частицы с диэлектрической проницаемо-
стью, большей ес, втягиваются в область
215
поля наибольшей напряженности и движутся
я электроду с малым радиусом кривизны.
Из механических сил, действующих на ча-
стицу, должны быть приняты во внимание
силы тяжести Fr и сопротивление среды (как
в вертикальном f , так и горизонтальном F'z
направлении).
§ 4. Подготовка материала
к электрической сепарации
При предварительной подготовке материала
перед сепарацией предусматривается улучше-
ние условий разделения заряженных частиц
и изменение в нужном направлении естествен-
ных электрических свойств минералов для
повышения эффективности зарядки.
Разделение заряженных частиц улучшае-
тся при их подсушке, классификацин и обес-
пыливании.
При большой влажности исходного матери-
ала резко возрастают силы сцепления частиц
между собой, поэтому подсушка материала
до состояния сыпучести обязательна перед
электрической сепарацией. Целесообразность
полного удаления поверхностной влаги ре-
шается в каждом конкретном случае, так как
для некоторых минеральных лар остаточная
влага благоприятно влияет на процесс ( по-
вышается эффективность зарядки). Пылевид-
ные частицы, обволакивая более крупные,
снижают селективность разделения, поэтому
обеспыливание, как правило, улучшает по-
казатели обогащения.
Перед разделением на барабанных сепара-
торах рекомендуется классификация по круп-
ности, так как при неклассифицированном
материале центробежные силы, величины
которых в первом приближении пропорцио-
нальны кубу диаметра частиц, могут нивели-
ровать действие электрических сил, пропор-
циональных квадрату диаметра частиц.
Если естественная разница в электрических
свойствах разделяемых минералов недоста-
точна для эффективной их зарядки, исполь-
зуют подготовительные способы, направлен-
ные на изменение этих свойств.
При сепарации по электропроводности пре-
дварительная подготовка должна быть на-
правлена на искусственное увеличение раз-
ницы в объемной или поверхностной проводи-
мости компонентов. Наиболее эффективна
при этом — реагентная и термическая под-
готовка частиц минералов.
Поверхностная электропроводность минера-
лов (особенно диэлектриков и нолупроводни-
Рис. 111.4. Влияние содержания адсорбируемой
влаги у? на общую электропроводность у мине-
ралов-проводников и диэлектриков с различной
степенью гидрофобности поверхности
ков) в большой степени зависит от количества
сорбированной влаги, резко повышающей
электропроводность. Поэтому, регулируя ко-
личество влаги на минеральной поверхности
путем подсушки, увлажнения или проведе-
ния процесса в кондиционированной атмо-
сфере, можно существенно менять общую
электропроводность частиц минерала. В за-
висимости от объемной электропроводности
и степени гидрофобности разделяемых пар
возможны три основных способа подготовки
материала к сепарации.
1. Компоненты минеральной смеси значи-
тельно отличаются по объемной электро-
проводности, но гидрофильны, значения их
общей электропроводности в результате ад-
сорбции влаги уравниваются (рис. Ш.4, а).
В этом случае электрическую сепарацию
необходимо проводить после подсушки до
полного удаления поверхностной влаги.
При электрической сепарации часто необ-
ходимо поддерживать низкую влажность
поверхности частнц (значение гигроскопиче-
ской влажности существенного значения не
имеет). Этого можно достигнуть, подогревая
материал непосредственно в бункере, на рас-
пределительном лотке сепаратора, па элект-
роде (барабане). Такие способы подготовки
применяют при сепарации концентратов,
полученных в результате обогащения руд
редких металлов [35].
2. Минералы с близкой объемной электро-
проводностью характеризуются различной
степенью гидрофобности (см. рис. III.4, б).
В этом случае необходимо увлажнение, обе-
спечивающее повышение проводимости более
гидрофильного минерала. Так, электрическая
сепарация алмазеодержащих концентратов
некоторых уральских месторождений успеш-
нее протекает при содержании в них влаги
4—7%. У минералов, сопутствующих ал-
мазу, вследствие их гидрофильности, поверх-
ностная проводимость повышается, а у гид-
рофобного алмаза остается низкой [35].
3. Объемные электропроводности компо-
нентов близки, а их адсорбционные характе-
ристики по отношению к воде симбатны
(см. рис. III.4, я). В этом случае перед при-
менением сепарации необходимо изменение
степени гидрофобности одного из минералов,
которое достигается обработкой минералов
поверхностно-активными веществами [32 ].
При этом возможна следующая обработка;
селективно закрепляющимися на поверх-
ности одного из минералов реагента ми-гид-
рофобизаторами (например, при обработке
пирохлора и циркона флотационными соби-
рателями катионного типа гидрофобизиру-
ется поверхность циркона, и во влажном воз-
духе появляется заметная разница в их
электропроводности);
неорганическими реагентами, способными
селективно сообщить проводящие свойства
одному из минералов, как вследствие гидро-
филизации, так и вследствие привнося на
поверхность дополнительных носителей за-
ряда — подвижных ионов (например, при
сепарации кварца и авгита, роговой обманки
и андезина искусственная электропровод-
216
ность кварца вызывается обработкой ма-
териала хлоридами натрия или калия) [60];
сочетанием органических и неорганических
реагентов, причем неорганические реагенты
выполняют функцию регуляторов, способ-
ствуя селективному закреплению гетеропо-
лярных органических реагентов.
Механизм обработки минералов поверх-
ностно-активными веществами для изменения
их поверхностной влажности перед сепара-
цией аналогичен механизму обработки реа-
гентами при флотации.
Адсорбция влаги незначительно влияет
на свойства минералов высокой проводи-
мости. Большее влияние на их свойства ока-
зывает обработка реагентами, в результате
которой на поверхности отдельных минералов
образуется пленка нового вещества. Поверх-
ностная проводимость минералов в этом
случае будет определяться электропровод-
ностью нового образования. Например, элект-
ропроводность сфалерита может резко по-
выситься при покрытии его поверхности плен-
кой сульфида железа или сернистой меди
[59].
Не менее влияет химическая обработка и
на свойства слабо проводящих минералов.
Например, поверхность смитсонита после
обработки сернистым натрием, а затем соля-
ми меди сульфидизируется и делается электро-
проводной.
Обработка поверхностно-активны ми ве-
ществами и химическими реагентами может
проводиться сухим способом (парами реа-
гента или распылением раствора) или в вод-
ной среде. При последнем способе требуется
обезвоживание и сушка материала перед
электрической сепарацией, поэтому его обы-
чно используют при доводке флотационных
или гравитационных концентратов, когда
эти вспомогательные операции технологи-
чески оправданы.
Очень часто встречаются случаи, когда на
поверхности минералов в процессе метамор-
физма образуются поверхностные пленки
различного рода вторичных образований, и
перед сепарацией необходима очистка от
них для восстановления первичных свойств
минералов. Очистка производится промывкой
или интенсивной оттиркой. Оттирке, напри-
мер, подвергаются поступающие на электри-
ческую сепарацию эвксенито-монацитовые
концентраты. Известны и химические способы
очистки, но они применяются редко.
Не менее эффективный способ изменения
электропроводности — термическая подго-
товка. В отличие от реагентной, она воздей-
ствует как на объемную, так и на поверхно-
стную составляющую электропроводности.
При термической подготовке различие
в электропроводности достигается за счет
неодинакового изменения проводимости ми-
нералов при нагревании. Для полупроводни-
ков и диэлектриков электропроводность с по-
вышением температуры увеличивается, а
для проводников — уменьшается. Например,
электропроводность гематита при изменении
температуры ют 0 до 100 °C возрастает более
чем в два раза. Для пирита минимум удель-
ного сопротивления наблюдается при 20 °C
и при изменении этого предела в обе стороны
электропроводность возрастает [87 ]. *
Зависимость между температурой и элект-
рическими свойствами у разных минералов
неодинакова, поэтому каждой минеральной
паре соответствует оптимальный интервал
температуры, при котором имеет место наи-
большая разница в их электропроводности.
Необратимого изменения электропровод-
ности достигают предварительным восстанови-
тельным или окислительным обжигом, вызы-
вающим структурное превращение минера-
лов, а также фазовые изменения изоморф-
ных примесей железа, титана, марганца и
других многовалентных металлов. В резуль-
тате обжига можно изменить электропровод-
ность таких минералов, как лимонит, оливин,
смитсонит, эвксенит и др.
При трибоэлектрической сепарации основ-
ные способы подготовки материала, изменя-
ющие электрические свойства минералов,—
термическая, адсорбционная и химическая
реагентная обработка поверхности, а также
радиационное воздействие.
Термическая обработка — основной способ
подготовки материала. При комнатной тем-
пературе контактные заряды незначительны
по величине, поэтому материал перед сепара-
цией обычно нагревают до 50—300 °C. Выбор
оптимальной температуры нагрева имеет
большое значение и для каждой пары мине-
ралов подбирается опытным путем [87, 59].
Известны случаи положительного воздейст-
вия охлаждения разделяемых минералов.
Эффективный метод регулирования пове-
дения минералов в процессе трибоэлектри-
ческой сепарации — адсорбционное и хими-
ческое воздействие различных соединений.
При адсорбции на поверхности минералов
различных веществ и при химическом из-
менении поверхностного слоя происходит
переход электронов через границу раздела
фаз, что сопровождается резким изменением
концентрации свободных носителей электри-
ческого заряда.
На работу выхода электронов влияют
сорбционные слои полярных соединений.
Если создать условия для их селективной фи-
зической сорбции или хемосорбции на одном
из минералов, можно Добиться изменения не
только величины, но и знака заряда, воз-
никающего на нем прц контактной электри-
зации. Например, сильвин и галит при кон-
такте с алюминиевым и другими электриза-
торами заряжаются отрицательно. После об-
работки этой минеральной смеси аммиаком
знак заряда сильвина изменяется вследствие
образования па его поверхности хемосорб-
ционного слоя. Знак поверхностного заряда
галита в этом случае не меняется [45].
Еще значительнее на работу выхода элект-
ронов влияет селективная хемосорбция гете-
рополярных поверхностно-активных веществ.
Работа выхода электронов кристалла в зо-
нах закрепления реагента с длиной аполяр-
ной части в несколько атомных радиусов
будет приближаться к ионизационному по-
тенциалу этой части молекулы. В результате
217
полностью изменяется характеристика за-
рядки минерала. Например, при зарядке
смесц минералов — сильвина и галита —
в их естественном виде при помощи электри-
затора оба они получают заряд одного знака,
но различный по величине. После обработки
их фталевым ангидридом, селективно зак-
репляющимся на поверхности сильвина, ми-
нералы получают противоположные по знаку
заряды [45].
Существенно изменяются электрические
свойства при изменении химического состава
поверхностного слоя. При химическом воз-
действии на поверхности минералов образу-
ется пленка нового соединения толщиной
в несколько монослоев, и электрические
свойства частицы будут определяться свой-
ствами этого нового соединения. В качестве
примера можно привести обработку газооб-
разным фтористым водородом или раствором
фтористоводородной кислоты смеси полевых
шпатов и кварца при их разделении [59, 87].
Резкое изменение величины и знака кон-
тактного заряда, приобретаемого полевыми
шпатами в результате этой обработки, сле-
дует отнести за счет образования на их
поверхности пленки фторсиликатов. На по-
верхности же кварца пленка не образуется;
он подвергается лишь очистке и травлению.
Активизация примесных уровней и увели-
чение концентрации носителей зарядов в зоне
проводимости минералов — полупроводни-
ков могут быть достигнуты также в результате
облучения поверхности минералов. При оп-
ределенной частоте и интенсивности излуче-
ния можно селективно изменять характер
контактной электризации компонентов мине-
ральной смеси. Так, при облучении инфра-
красными лучами (длина волны от 10“’
до 1,5' 10"2 м и интенсивность 0,7—0,9 Вт/см2)
смеси фосфорита и силикатных минералов
контактный заряд силикатных примесей уве-
личивается почти на два порядка.
Глава 2
Оборудование
для электрической
сепарации
§ 1. Классификация
электрических сепараторов
Классификация основных электрических се-
параторов производится по способу электри-
ческой сепарации, характеристике электри-
ческого поля, в котором происходит разде-
ление, характеру движения материала через
рабочее пространство.
Электрические сепараторы в зависимости
от способа разделения, для которого они
предназначены, разделяются на четыре груп-
пы (табл. III.4). Способ сепарации характе-
ризует электрическое свойство минералов,
которое положено в основу процесса, а пара-
метры поля и характер движения матери-
ала — соотношение основных электрических
и механических сил, действующих на ча-
стицы.
Таблица Ш.4
Классификация электрических сепараторов
Способ сепарации Для разделения по электропроводности Трибо- электро- статн- ческие Пнро- электри- ческие Диэлек- трические
По характеристике поля в ра- бочем пространстве Электростатические, элек- трические коронные, корон- но-электростатические Электростатиче- ские —
По характеру движения мате- риала через рабочее простран- ство и конструктивным призна-- кам: материал движется по криво- линейному транспортирую- щему электроду материал движется по плос- кому транспортир ующему электроду материал находится в состоя- нии свободного падения материал движется во взве- шенном состоянии Барабанные, лотковые с криволинейным профилем лотка Лотковые с прямым профилем лотка, виброплоскостные, пластинчатые, кольцевые, ленточные и др. Камерные, трубчатые С дутьем, дисковые, кипящего слоя
218
Серийные секционные сепараторы компону-
ются из типовых узлов (рамы, питатели, блоки
электродов н др.) в сочетаниях, определя-
емых технологическими схемами обогащения.
Пульты управления и блоки высоковольт-
ного питания монтируются в рамы сепарато-
ров. Из блоков электродов предусматрива-
ется отсос пыли в вентиляционную систему
фабрики.
Секционные сепараторы серийно изготов-
ляются на Воронежском заводе горно-обога-
тительного оборудования, а комплектующие
их высоковольтные источники питания —
в НИИЭТ (Тбилиси).
Электрические сепараторы отличаются низ-
кой энергоемкостью, не используют про-
мышленной воды, не загрязняют воздушную
среду, поддаются полной автоматизации и
управлению. Они состоят из трех основных
частей:
зарядного устройства, или электризатора,
в котором заряжаются минералы;
собственно сепарирующей части, в которой
частицы разделяются;
высоковольтного агрегата.
Зарядное устройство и сепарирующая часть
сепаратора конструктивно могут быть объе-
динены или выполнены раздельно.
В СССР созданы теоретические основы и
методы расчета процессов и электрических
сепараторов с применением различных по-
лей. Выпускаются коронные, коронно-
электростатические, тр ибоэлектростати че -
ские, электростатические, трибоадгезионные
сепараторы (табл III.5).
§ 2. Сепараторы
для разделения минералов
по электропроводности
Для разделения минералов по электропровод-
ности применяют электростатические и
электрические сепараторы. Разделение про-
изводится в воздушной среде * в неоднород-
ном электрическом поле постоянной поляр-
ности. По конструктивному признаку наи-
более распространены в практике электрнче-
* Исследованиями показана перспективность,
в отдельных случаях, газонаполненных сепара-
торов (например, бромоводородом), однако про-
мышленного распространения онн нс получили.
ского обогащения барабанные и камерные
сепараторы [60].
На рис. III.5 показаны основные схемы ба-
рабанных сепараторов для разделения мине-
ралов по электропроводности. На рис. III.5, а
показана схема барабанного электростатиче-
ского сепаратора, в котором минералы по-
лучают заряды, касаясь электрода, находя-
щегося под высоким потенциалом.
Исходный материал из бункера подается
на заземленный барабан с установленным
около него электродом. Электропроводные
частицы заряжаются и отталкиваются от
него, а неэлектропроводные падают без
отклонения по траектории, определяемой
механическими силами, действующими на
частицы. При помощи передвижных делитель-
ных перегородок электропроводные частицы
попадают в приемник ПР, неэлектропровод-
ные — в приемник HP, а сростки и полупро-
водники — в приемник ГШ.
В сепараторах некоторых конструкций это-
го типа электрод выполняется не в виде бара-
бана, а в виде виброплоскости или ленты.
Материал разделяется в неоднородном поле,
образующемся на краю виброплоскости. Ма-
териалы, применяемые для изоляции элект-
рода, позволяют доводить подаваемое на-
пряжение до 100—150 кВ.
На рис. III.5, б изображена схема элект-
рического барабанного сепаратора, в котором
разница в зарядах частиц создается в резуль-
тате нх ионизации, с одновременной разряд-
кой при соприкосновении с заземленным
электродом. Сепараторы этого типа известны
под названием коронных.
Сепаратор состоит из вращающегося (с ре-
гулируемой скоростью) металлического за-
земленного барабана и остроконечного элект-
Рис. Ш.5. Схемы барабанных сепараторов для
разделения минералов по электропроводности
с транспортирующим электродом барабанного
типа:
а — электростатический сепаратор; б — корон-
ный сепаратор; а — коронно-электростатический
сепаратор:
1 — бункер; 2 — заряженный или заземленный
барабан; 3 — остроконечный электрод; 4 — ци-
линдрический электрод; 5 — устройство для
очистки барабана; HP — приемник для непро-
водников; ПП — то же, для промпродукта; ПР —
то же. для проводников; • — проводники; Q —
непроводники
219
Таблица III.5
Технические характеристики промышленных секционных электрических сепараторов
Коронные
Параметры
Коронно-электростатические барабанные
СЭС-2000 СЭС-1 ооом СБЭ
Производительность по ис- ходному питанию, т/ч 4—20 1—5 4
Крупность питания, мм Питатель: тип 1,5—0,074 1,5—0,074 Валковый До 4
ширина щели, мм Заземленный электрод: — — 0—25
диаметр, мм 150 150 300
длина, мм 2000 1000 2000
частота вращения, мин-1 410; 450; 500 (Плавная) 110—520 (Плавная) ' 50—400 '
Диаметр отклоняющего элек- трода, мм 30 30 30 1
Напряжение на электродах, кВ Расстояние между электро- дами, мм: До 20 До 20 До 60 1 t
сверху — — 0—80 !
снизу — — —
Установочная мощность, кВт Габаритные размеры, мм: 7,0—12—16,5—21 7,5—12—16,5—21 — 1
длина 3620 2650 4295 (
ширина 1350—2020—2700—3370 1350—2020—2700—3370 3400 ;
высота 3950 3850 6630
Масса, т 6,3—22,7 5,0—18,3 16,0 i
Начало серийного выпуска, год 1972 1970 i 1974 i 1
рода или системы из нескольких электродов,
на которые подается высокое напряжение,
обычно отрицательного знака. Вспомогатель-
ными частями сепаратора являются: питаю-
щий бункер, устройство для очистки поверх-
ности барабана от прилипших частиц и при-
емные бункера для продуктов обогащения.
Электризатор и сепарирующая часть сов-
мещены в одном узле машины. Минералы
заряжаются в верхней зоне ab (см.
рис. III.5, б) межэлектродного промежутка.
Разноименно заряженные частицы непо-
средственно разделяются в нижних зонах.
При вращении барабана минералы из пита-
ющего бункера поступают в зону ab, где при-
обретают одноименные электрические заряды
в результате бомбардировки газовыми ио-
нами. В зоне Ьс создается разница в величи-
нах и знаках зарядов, так как кинетика раз-
рядки проводников, полупроводников и ди-
электриков через заземленный барабан не-
одинакова. Непроводящие частицы благодаря
остаточному заряду удерживаются на поверх-
ности барабана вплоть до точки е, и попадают
в бункер HP.
Проводящие частицы быстро разряжаются
и, приобретая заряд, одноименный с зарядом
барабана, отталкиваются от него на участке
cd и попадают в приемник ПР. Полупровод-
ники и сростки минералов концентрируются
в среднем приемнике ПП.
Схема наиболее распространенного ко-
ронно-электростатического сепаратора для
разделения минералов по электропроводно-
сти (см. рис. 111.5, в) отличается от схемы
сепаратора (рис. рис. III.5, б) наличием до-
полнительного цилиндрического электрода,
на который подается такое же напряжение,
как и на коронирующий электрод. Радиус
кривизны цилиндрического электрода значи-
тельно больше, чем коронирующего, но мень-
ше радиуса заземленного барабана. Вслед-
ствие этого между барабаном и электродом
создается неравномерное электростатическое
поле постоянной полярности. Так как в ра-
бочей зоне два поля (электрическое поле
коронного разряда и электростатическое),
то сепаратор этого типа называется короцно-
электростатическим.
Образование зарядов на частицах минера-
лов путем ионизации в зоне abc (см.
рис. III.5, в) в этих сепараторах аналогично
коронным сепаратором. Процесс же разде-
ления заряженных частиц различен. Созда-
220
Трибоэлсктростатические
Камерные Барабанные Лотковые
• ЧП КМП-1 СЭП-1 СЭП-2 СЭС-2000С ЭКС-2000 СТЭ ПЭСС
2—4 4 4 12 10 6 20
л До 5 До 1 До 1 1,5—0,074 До 3 1—0,074 1—0,074
Самотечный Валковый Самотечный
— - — — 0-15 — 0—15 —
— 150 300 150 300
- 500 2Х 2000 1000 1000 2000 2000 2000 1500
— — 40—420 40—420 (Плавная) 50—400 — —
110—520
— — 30 30 30 — — —
Д? 50 До 50 До 40 До 40 До 50 До 50 До 40 До 2
70—250 80—200 . . 0—80 0—200 0—200'
5*3—400 80—300 — — — — — —
3 4 4,2 4,2 16,5 1,5 0,5 2
2285 3170 2750 2750 3620 4050 2890 4500
1922 2180 1692 2500 2700 3650 2120 2000
+456 5500 3922 4790 3950 6560 4610 11 580
2 2 3.8 4,9 8,9 18,0 21,5 5,4 7,5
1972 1971 1973 1973 1974 1972 1970 1976
a»ie в рабочей зоне дополнительного нерав-
номерного поля увеличивает относительную
роль пондеромоторных сил. способствующих
более раннему отклонению проводящих ча-
стиц от барабана. Частицы диэлектриков
три прочих равных условиях удерживаются
на большем участке периметра барабана,
з результате чего увеличивается разница
з траекториях проводящих и непроводящих
частиц.
Устройство коронного барабанного сепа-
ратора ИГД, сконструированного в Инсти-
туте горного дела нм. А. А. [Скочинского
[60], показано на рис. III.6. Сепаратор состо-
ит нз трех аналогичных секций, скомпоно-
ванных одна над другой. При помощи дели-
тельных плоскостей промпродукт направляв
ется на перечистку в секции, расположенные
ниже, В качестве коронируЮщих электродов
используют устройство из нескольких прово-
лок или тонкостенных трубок диаметром
20 мм с врезанными в них лезвиями толщиной
0.1 мм, направленными в сторону барабана.
Электроды закрепляют в держатель парал-
лельно образующей барабана. Диаметр ба-
рабанов, изготовленных из стали, 300—
350 мм, длина 2000 мм, частота вращения от
30 до 120 мин"1. Рабочее напряжение, пода-
ваемое на электроды, до 50 кВ, максималь-
ный ток в межэлектродном п ростр а нет ве-
около 50 мА, Суммарный расход электроэнер-
гии, в том числе на привод барабана,.
1,5 кВт-ч. Производительность сепаратора
1,5—2 т/ч на 1 м длины электрода.
За рубежом выпускают коронный барабан-
ный сепаратор «Карпко» [59, 60]. Известны
несколько модификаций этого сепаратора
с двумя или четырьмя барабанами., распо-
ложенными в горизонтальной плоскости.
Перечистка промпродукта не предусмотрена.
Диаметр барабанов 350 мм при длине до
3000 мм. Частота вращения до 500 мин-1.
Коронирующий электрод имеет специаль-
ную конструкцию. Он состоит из трубчатой
металлической штанги, на которой штифтами
параллельно ей закреплена туго натянутая
проволока диаметром 0,25 мм. Штанга может
поворачиваться вокруг своей оси. Преиму-
щество такого комбинированного электрода —
возможность регулирования интенсивности
потока газовых ионов из короны в сторону
барабана путем изменения взаимного по-
ложения проволоки и штанги по отношению
к барабану.
221
Рис. III.6, Промышленный коронный барабан-
ный сепаратор ИГД:
/ — бункер с питателем; 2 — лоток с иасадкой
для гашения скорости с регулируемой выпускной
щелью; J — заземленный электрод (барабан);
4 — промежуточный бункер; 5 — коронирующий
электрод; 6 — делительные плоскости (перекид-
ные стенки); 7—9 — приемники; 10 — электро-
нагревательные элементы
Если проволока обращена к барабану,
поток ионов имеет максимальную интенсив-
ность, если же она повернута на 180° —
интенсивность потока минимальная, так как
штанга экранирует его.
Для удаления прилипших к барабану ча-
стиц используется специальный электрод
.для разряда частиц, на который подается
напряжение переменного тока. На корони-
рующий электрод подается напряжение до
40 кВ. Производительность сепаратора
1,1—2 т/(ч-м).
На пятибарабанном сепараторе системы
ФИ А |60] материал обрабатывается - в че-
тыре ступени. Первая ступень сепарации
-обеспечивает предварительное разделение,
вторая — перечистку непроводннковой и
проводниковой фракций на двух барабанах,
третья — обработку промпродуктов второй
ступени, четвертая — перечистку непровод-
никовой фракции после разделения пром-
продуктов.
Диаметр барабанов 140 мм, длина 800 мм.
Частота вращения 360; 400 и 500 мин-1.
Коронирующие электроды проволочного ти-
па (из меди диаметром 0,15—0,25 мм). Пита-
тели электромагнитного типа. Высоковольт-
1222
Рис, III.7. Схема трехкаскадного электростати-
ческого барабанного сепаратора НИЛ-1:
1 — бункер с барабанным питателем; 2 — воз-
духоподогреватель; 3 — коронирующий элек-
трод; 4 — отклоняющие электроды; 5 — щетки;
6 — барабанные электроды; 7 — воздухопровод
к вентилятору; 8, 9 — приемники для непро-
водников и проводников; 10 — подача воздуха
ная установка рассчитана на напряжение
до 35 кВ.
Сепараторы системы «Стартевант» [59]
выпускают одно-, двух- и трехкаскадными.
Однокаскадные имеют два параллельно рас-
положенных барабана диаметром 150 мм
и длиной 1800 мм, частота вращения которых
плавно регулируется, на коронирующий
электрод штангового типа подается отрица-
тельный потенциал от 20 до 50 кВ. Материал
из питающего бункера направляется на ба-
рабаны по лотку при помощи вибраторов.
Очищается барабан неподвижной щеткой,
В двухкаскадном сепараторе на верхнем ба-
рабане получают проводниковую и непро-
водниковую фракции и промпродукт, который
перечищается на втором каскаде.
Трехкаскадный сепаратор имеет пять ба-
рабанов. На верхнем барабане материал пред-
варительно разделяется на проводниковые
и непроводниковые фракции, которые дважды
перечищаются на последующих барабанах.
В результате выделяют два готовых кон-
центрата и два продукта, требующие дальней-
шей обработки.
На рис. III.7 показана схема трехкаскад-
ного электростатического барабанного сепа-
ратора НИЛ-1 [35], применяемого для до-
водки алмазсодержащих гравитационных
концентратов. Его отличительная особен-
ность — конструкция отклоняющих электро-
дов, выполненных в виде вращающихся ба-
келитовых трубок. Диаметр барабана 200 мм,
длина 750 мм, частота вращения 40 мин-1.
Производительность сепаратора 1 т/(ч-м).
Разработаны и освоены многосекционные
сепараторы СЭС. В сепараторе СЭС-2000
(рис. III.8) каждый блок электродов включа-
ет приемную течку, барабанный заземленный
и трубчатый отклоняющий электроды, щетку,
отсекатель, транспортирующие желоба. На
2—4 блока электродов обычно применяется
один блок-питатель; при схемах из 5—11
блоков электродов, располагаемых в три
каскада, число питателей — 4. Сепараторы
этого типа могут собираться по 27 техноло-
гическим схемам обогащения.
Сепаратор СЭС-1000М отличается от се-
паратора СЭС-2000 длиной электродов. Сепа-
раторы СЭС-2000 и СЭС-1000М предназначены
для обогащения разнообразных руд и до-
водки черновых концентратов редких, цвет-
ных, черных металлов и др. Они приме-
няются на комбинатах: Верхнеднепровском,
Белогорском, Хинганолово, Ковдорском,
Ловозерском, Иршинском, на обогатитель-
ной фабрике Вишнево горе кого, Иультинского
рудоуправления; на ряде предприятий ал-
мазной, золотодобывающей, стекольной, аб-
разивной, керамической и других отраслей
промышленности.
Технические характеристики промышлен-
ных сепараторов этого типа приведены
в табл. 111.5.
Сепаратор СБЭ предназначен для обога-
щения руд и доводки некондиционных кон-
центратов черных металлов, а также разно-
образных продуктов редких и цветных ме-
таллов (см. табл. I1I.5). Из стандартных
секций собирается агрегат, обеспечивающий
сепарацию материала с многократной пере-
чисткой продуктов. Перекидные стенки поз-
воляют направлять продукты с первого и
второго каскадов на дальнейшую перечистку.
В качестве коронирующих используются
электроды игольчатого типа. Отклоняющие
электроды выполнены в виде металлических
цилиндров.
Из зарубежных сепараторов барабанного
типа широко применяют для получения иль-
менитовых, рутиловых, монацитовых, цир-
коновых, касситеритовых, колумбитовых,
шеелитовых и других концентратов сепара-
торы «Лурги», «Кипп Келли» и др.
Двухкаскадные сепараторы «Лурги» моди-
фикации П-П-10-15 выпускают с барабаном
диаметром 150 мм и длиной 1000, 1200 и
1500 мм. Частота вращения барабана от
75 до 375 мин-1. Сепаратор снабжен корони-
рующим электродом в виде проволоки и
цилиндрическим отклоняющим электродом.
Специальный держатель позволяет изменять
положение коронирующего и отклоняющего
электродов и работать как с одним, так и
с двумя электродами. Исходный материал
подается на сепарацию питателем с электро-
магнитным вибратором. Барабаны очища-
ются от прилипших частиц и пыли щетками.
Для сепарации по схемам с многократными
перечистками выпускают однокаскадные се-
параторы «Лурги» модификации ЕЦБ-К,
Рис. III.8. Общий вид (а) и схема (б) сепаратор»
СЭС-2000:
1 — питатель: 2 — коронирующий электрод; 3 —
отклоняющий электрод; 4 — барабанный зазем-
ленный электрод; 5 — отсекатель; 6 — очища-
ющая щетка
которые можно компоновать в многосекци-
онные и многокаскадные агрегаты.
Сепараторы «Кипп Келли» выпускаются
одно- и двухкаскадными. В качестве отклоня-
ющего электрода используются стеклянные-
газоразрядные трубки. Коронирующий элект-
род выполнен из проволоки. Двухкаскадный
сепаратор «Кипп Келли» оборудован автома-
тическим питателем, что позволяет вести
процесс почти без наблюдения. Для очистки
барабанов используют электрическое раз-
рядное устройство, работающее на перемен-
223-
J*nc. 111.9. Лотковый щелевой электростатиче-
ский сепаратор <Лурги» : 4
1 — лоток; 2 — электроды (типа / или //); 3 —
источник высокого напряжения; 4 — наклонная
плоскость; 5 — край лотка
Рис. III. 11. Общий вид (а) и схема Iff) сепаратора
К.МП-1:
1 — питатель; 2 — рабочая секция; 3 — течка
подвижная; 4 — коронирующий электрод (про-
волочный); 5 — заземленный отклоняющий элек-
трод; 6 — встряхиватель электродов (электро-
магнитный); 7 — пульт управления и источник
высокого напряжения
ном токе. Производительность сепаратора
при обработке материала мельче 0,25 мм
До 2,25 т/ч.
В алмазодобывающей промышленности
применяются двухкаскадные барабанные
Рис. 1П.10. Электрический сепаратор ПЭСС:
1 — питатель; 2 — пластинчатый заземленный
электрод; 3 — верхний высоковольтный электрод;
4 - нижний высоковольтный электрод; 5 — изо-
лятор; 6, 7 — приемники продуктов сепарации;
3 — отсекатель
сепараторы с отклоняющим электродом, вы-
полненным в виде вращающегося бакелито-
вого цилиндра, поверхность которого пок-
рыта смесью шеллака и графита, а внутрен-
няя часть заполнена двуокисью титана. Та-
кой электрод лучше отклоняет минералы
пустой породы от алмазов вследствие усиле-
ния действия пондеромоторных сил [59].
Лотковые электростатические сепараторы
применяют реже барабанных.
Лотковый щелевой сепаратор «Лурги»
(рис. 111.9) состоит из сплошного заземлен-
ного наклонного лотка и изолированной от
него подвесной системы электродов, на кото-
рую подается высокое напряжение от ис-
точника. Хорошо проводящие частицы смеси,
проходящие сравнительно большой путь,
благодаря чередующемуся соприкосновению
с электродом с одной стороны и заземленным
лотком — с другой, непрерывно перезаряжа-
ются, пока не попадут через щели в улавли-
вающее пространство, образованное электро-
дами желобчатой формы. В последних ча-
стицы движутся вниз под действием силы тя-
жести п вибрации и выводятся из процесса
по наклонной плоскости. Плохо проводящие
частицы остаются на лотке и разгружаются
у его края.
На рис. 111.10 приведена схема ячейки
сепаратора ПЭСС, разработанного Верхне-
днепровским ГМК Для доводки коллектив-
ного концентрата. В табл. Ш.бданы техниче-
ские характеристики сепаратора с четырьмя
питателями, собранного из 88 ячеек, включен-
ных последовательно и параллельно. Верх-
ний клинообразный электрод 3 и нижний
:224
цилиндрический электрод 4 подключаются
к разноименным полюсам высоковольтного
генератора. Нагретый до температуры 80—
120 'С концентрат поступает через питатель
на пластинчатый заземленный электрод 2,
по которому попадает в межэлектродное про-
странство, где минералы-проводники приоб-
ретают больший индуктивный заряд, чем
минералы-диэлектрики, и отклоняются к
8 3;эказ 219
верхнему электроду 3, после чего попадают
в приемник 6. Минералы-диэлектрики от-
клоняются в сторону нижнего электрода 4
п попадают в приемник 7. Внедренние двух
сепараторов ПЭСС позволило заменить 64
коронных барабанных сепаратора ЭКС-1250.
Для классификации и обеспыливания раз-
личных материалов применяются секционные
коронные камерные сепараторы КМП н
225
КМП-1 (см. табл. IИ. 5). Сепаратор КМП
предназначен для классификации по крупно-
сти и насыпной массе сыпучих материалов
(железных порошков мельче 0,4 мм, насып-
ная масса 1,5—3,5 г/см3, и других металли-
ческих и неметаллических порошков). Состоит
из рамы, самотечного питателя, трех рабочих
блоков, встряхивателей электродов и прочих
узлов. Коронирующие электроды сменные
(игольчатые и проволочные).
Сепаратор КМП-1 (рис. 111.11) предназна-
чен для обеспыливания и классификации
различных рудных и нерудных материалов
по крупности и насыпной массе. Применя-
ется на обогатительной фабрике Вишнево-
горского рудоуправления, а также на дру-
гих предприятиях.
Работу барабанных и других сепараторов
регулируют, изменяя напряжение (подавае-
мое па электроды), взаимное расположение
электродов, частоту вращения барабана (или
угол наклона лотка) и положение делитель-
ных перегородок.
§ 3. Трибоэлектростатические
сепараторы
Для разделения смеси минералов, представ»
ленных непроводниками, применяют трибо-
электрическую сепарацию. В трибоэлектро-
статических сепараторах поле постоянной
полярности может быть однородным и неод-
нородным. Среда сепарации — воздух. Ис-
пользуют в основном сепараторы барабанные,
камерные, лотковые и трубчатые.
Трибоэлектростатический барабанный се-
паратор (рис. Ш.12) имеет зарядное устрой-
ство, которое часто отделено от сепарирующей
области. Минералы заряжаются электриза-
цией в результате контакта друг с другом
и с материалом питателя. Сепаратор снабжен
нагревателем для подогрева материала до
120—200 °C, поэтому для минералов, склон-
Рис. III.13. Схема многокаскадного трибоэлек-
тростатического барабанного сепаратора «Джон-
сона» :
1 — барабанные электроды; 2 — противостоящие
латунные электроды
Рис. НТ.12. Схема трибоэлектростатического се-
паратора барабанного типа:
1 — электрнзатор; 2Г 3 — электроды соответ-
ственно металлический заземленный и электро-
статический
ных к пироэлектрической электризации, вспо-
могательное значение при создании зарядов
может иметь, пироэлектрический эффект.
Разделение происходит в электростатиче-
ском неоднородном поле постоянной поляр-
ности напряженностью 2—4 кВ/см, созда-
ваемом между металлическим заземленным
электродом и цилиндрическим электродом,
на который подается высокое напряжение.
Полярность напряжения подбирается с уче-
том знака заряда, приобретаемого минералами
при электризации.
Устройство многокаскадного промышлен-
ного барабанного сепаратора «Джонсона»
[70] показано на рис. 111.13. Барабанные
электроды изготовляют из меди, латуни или
нержавеющей стали, причем выбор материала
для электродов при сепарации руды раз-
личного вещественного состава определяется
226
характером контактных явлений, происходя-
щих между частицами и барабаном.
Барабаны диаметром 75 мм н длиной
2400 мм вращаются с частотой 35—60 мин-1.
Противостоящие латунные электроды диа-
метром 25 мм вращаются с частотой 75 мин-1.
На эти электроды подается высокое напряже-
те (15—18 кВ) отрицательного или поло-
жительного знака. Производительность се-
паратора 1—2 т/(ч-м), крупность обрабаты-
ваемого материала от 0,1 до 1,7 мм. Сепара-
торы этого типа применяются для разделения
голевых шпатов и кварца, при обогащении
росфорнтов, вермикулита и других материа-
лов.
Такой сепаратор в принципе можно исполь-
зовать и для разделения по электропровод-
ности, по для этой цели он почти не применя-
ется, так как коронные электрические сепа-
таторы (см. рис. Ш.5, (?) более эффективны.
В СССР разработаны барабанные трибо-
электрические секционные сепараторы СЭП-1
= СЭП-2 (см. табл. 111.5), изготовляемые
ка базе сепаратора СЭС-1000М. В каждом
из блоков электродов размещены барабанный
заземленный и трубчатый отклоняющий
электроды, щетка, плоскости для трибозаряд-
кя компонентов частиц сепарирующих мате-
риалов, отсекатель, транспортирующие же-
лоба и др. [48].
Предназначаются эти сепараторы для от-
деления кварца от микроклина, плагиоклаза
Е других полевых шпатов, отделения микро-
клина от плагиоклаза, слюды от кварца
и полевого шпата и др.
Сепаратор СЭП-1 состоит из шести блоков-
электродов, а СЭП-2 — нз восьми таких
блоков. Они компонуются в две парал-
лельные технологические нитки.
Сепаратор СЭС-2000С отличается от сепа-
ратора СЭС-2000 плавной регулировкой ча-
стоты вращения заземленного электрода,
повышенным напряжением, подаваемым на
электроды, и зарядными плоскостями. Со-
бирается из II блоков-электродов. Применя-
ется для обесшламливапия калийных руд
комбинатов Стебниковского, Беларуськалий.
В существующих барабанных сепараторах
из-за небольших размеров электродов время
пребывания в поле заряженных частиц
мало, а само электростатическое поле, соз-
даваемое такими электродами, резко неод-
нородно.
На рис. 111.14 показан трибоэлектростати-
ческий барабанный сепаратор ЭСК-2000,
у которого диаметр барабана увеличен до
300 мм, а противостоящий статический элект-
род выполнен из латунных трубок в виде
параллельных дуг с участками различной
кривизны (расстояние между дугами 8—
10 см) [60]. Трубки крепятся на металличе-
ских держателях, укрепленных на шарни-
рах. Такая форма электрода в некоторых слу-
чаях интенсифицирует сепарацию. Перемен-
ная кривизна позволяет располагать стати-
ческий электрод вдоль траектории частиц,
заряженных противоположным электроду
знаком. В некоторых случаях электрод уста-
навливают вогнутостью к осадительному
8*
1 — бункер; 2 — направляющие насадки; 3 —
заземленный электрод; 4 — щетка; S — отсека-
тель; 6 — изолятор; 7 —- статический электрод
из трубок
электроду. Эти сепараторы (см. табл. III.5)
применяют для обогащения различного га-
лургического сырья (выделение галита из
сильвинитовой руды Верхнекамского и Со-
ликамского месторождений и Др.), руд ред-
ких и цветных металлов. Сепаратор состоит
из трех питателей и 11 блоков-электродов.
Камерные сепараторы — перспективны
для трибоэлектростатической сепарации,
В рабочей зоне сепараторов материал падает
свободно (рис. III.15). Минералы заряжаются
при движении предварительно нагретого
материала по вибролотку, изготовленному
из меди, стали или графита. Заряженные
частицы через направляющее устройство
засыпаются в промежуток между электрода-
ми, на которые подается высокое напряжение
(до 100—125 кВ). В межэлектродном про-
странстве создается равномерное электроста-
тическое поле постоянной полярности напря-
женностью 3—4 кВ/см. Продукты сепарации
собираются в приемник; при помощи системы
отклоняющих перегородок они поступают
в его соответствующие отделения.
За рубежом успешно проведены про-
мышленные испытания по обогащению поле-
вых шпатов, фосфоритов и калийных солей
на сепараторах этого типа системы «Интер-
нейшнл» [87] (см. рис. III.15, б). В этом
сепараторе электроды разделительной части
имеют форму сегмента, расширяющегося
книзу во избежание контакта их с отклоня-
ющимися частицами. Набраны электроды
из вертикально расположенных алюминиевых
трубок диаметром 76 мм, высотой 2,4 мм,
расстояние между которыми регулируется.
Ширина электродов 1,8 м. Сепаратор имеет
227
Рис. III.15. Схемы трибоэлектростатических ка-
мерных сепараторов:
а — принципиальная схема; б — схема промыш-
ленного сепаратора двухсекционного; в — то же,
трехсекционного с пластинчатыми электродами:
1 — вибролоток; 2 — направляющее устройство;
3, 4 — электроды; 5 — отклоняющие перегород-
ки; 6—8 — приемники продуктов сепарации;
9 — элеватор; 10 — подогретый исходный ма-
териал; 11 — высоковольтный агрегат
два каскада. Его производительность от 3
до 10 т/ч, крупность обрабатываемого мате-
риала — 0.5 мм.
Рис, 111.16. Трубчатый сепаратор свободного
падения:
а — вид сбоку; б — вид сверху:
1 — бункер; 2 — верхнее шарнирное крепление;
3 — привод; 4 — трубы; 5 — щетки; 6 — нижнее
шарнирное крепление; 7 — приемник; S — ши-
беры
Аналогичные сепараторы конструкции
ГИГХСа (см. рис. 111.15, д; табл. 111.6)
имеют несколько модификаций и различа-
ются по ширине электродов и числу каска-
дов. Электроды выполнены в виде сплошных
пластин, параллельных в верхней и изогну-
тых — в нижней части [4].
Таблица III.6
Технические характеристики трибоэлектростатических камерных сепараторов ГИГХСа
Параметры Опытно-промышленные Промышленные
ГИГХС-3 ГИГХС-5 ГИГХС-4 ГИГХС-7 ГИГХС-8
Производительность, т/ч 2.0 3,0 12,0 10,0 25,0
Максимальная крупность 3 3 3 3 3
питания, мм Температура питания, °C 120 120 150 140 200
Электроды, мм: длина 1400 2000 5000 5000 7000
высота 2250 2500 2000 2000 2000
Расстояние между элек- 200—300 300 300 300 300—600
тродами, мм Выпрямительная уста- ВС-140-5 ВС-100-20 ВС-100-20 ВС-100-20 ВС-100-20
новка Расход электроэнергии на 125 200 800 750 900
1 т руды, Вт Габаритные размеры, мм: длина 2 500 5000 6 500 6000 8 500
ширина 2 400 3000 2 900 3200 5 600
высота 12 000 9000 11 500 3600 21 000
Масса, т 5,8 8,8 29,0 10,3 44,0
228
Основная
сепарация
Первая
перечистка
Вторая
перечистка
Рис. 111.17. Общий вид (а) и схема (б) сепаратора
СТЭ:
1 — питатель; 2, 3 — заземленные наклонные
латунные плоскости для электризации материала;
4, 5 — электроды соответственно латунный за-
земленный и алюминиевый отклоняющий, нахо-
дящийся под напряжением; 6 — отсекатель
Камерные сепараторы просты по конструк-
ции п характеризуются высокой производи-
тельностью на единицу занимаемой площади.
Однако для их установки требуется значи-
тельная высота помещения, поэтому по про-
изводительности на единицу занимаемого
объема они уступают барабанным. Кроме того,
при работе сепараторов свободного падения
необходимо, чтобы поверхность пластинчатых
электродов была свободна от пыли, способ-
ствующей возникновению обратной короны,
ухудшающей сепарацию.
Этих недостатков лишены трубчатые се-
параторы свободного падения, используемые
в калийной промышленности ФРГ [45].
Они состоят (рис. III.16) из двух рядов вер-
тикальных труб, вращающихся вокруг своей
оси, которые освобождаются от налипающей
на них пыли неподвижными щетками, уста-
новленными у их поверхности. Максимальная
напряженность электрического поля сепара-
тора 4—5 кВ/см, производительность 20—
30 т/(ч -м).
Измельченный материал подвергается кон-
диционированию, после чего нагревается
воздухом (^ < 100 °C) определенной отно-
сительной влажности (5—15 %) и одновре-
менно селективно заряжается за счет трения.
При обработке минеральные компоненты
руды — сильвин и галит — падают вниз
(в виде зерен размером 1,2—2 мм) и попадают
в соответствующие отделения приемника.
Сепараторы эти работают при напряжении
100—125 кВ (сила тока около I мА).
Максимальная рабочая длина трубчатого
сепаратора 10 м. Указанные компоненты
выделяются из руды самостоятельно или
вместе с такими минералами, как лангбейнит,
карналлит или каинит.
В ряде случаев червовые концентраты под-
вергают повторной сепарации.
Для трибоэлектростатической сепарации
в СССР разработаны и используются сепара-
торы лоткового типа.
Сепараторы СТЭ (рис. 111.17) лоткового
типа предназначены для разделения руд и
продуктов редких и цветных металлов, горно-
химического, керамического, абразивного,оп-
тического, (жильный кварц) сырья и др., состо-
ящих пз компонентов с близкими электриче-
скими характеристиками. В блоке электродов
размещены статические электроды, трибоза-
рядные плоскости (установленные под углом
35—40 е), отсекатель п др. Сепаратор трех-
секционный, двух каскадный. Применяется
на Верхнеднепровском ГМК-
§ 4. Пироэлектрические
и диэлектрические сепараторы
В пироэлектрических сепараторах электро-
статическое поле неоднородное, постоянной
полярности. Процесс осуществляется в воз-
душной среде. Известны лотковые н барабан-
ные конструкции этих сепараторов.
На барабанном пироэлектрическом сепара-
торе (рис. III.18) смесь минералов после на-
гревания в бункере поступает на вращаю-
229
Рис. 111,18. Схема пироэлектрического барабан*
ного сепаратора:
1 — бункер; 2 — нагреватель; 3 ~~ вращающийся
барабан; 4~ 6 —приемники
щпйся барабан, охлаждаемый водой. Минера-
лы, склонные к пироэлектрической поляри-
зации, заряжаются при перепаде температур
и удерживаются на барабане силой зеркаль-
ного отображения, вследствие чего выносятся
в приемник. Минералы, не подверженные
пироэлектрическому эффекту, концентриру-
ются в приемнике 5, а сростки — в прием-
нике 6.
Сепараторы подобного типа (системы
«Лурги») применялись для отделения кварца
от полевых шпатов.
Лотковые сепараторы, работающие по этому
принципу, распространения не получили
[59].
Предложено большое число конструкций
диэлектрических сепараторов: лотковые,
свободного падения, ленточные, щелевые,
диэлектрические сита и т. д. [16, 60]. Об-
Рис. 111.19. Диэлектрический сепаратор:
1 — электроды; 2, 3 — электродные пластинки;
4, 5 — клеммы источника напряжения; 6 —
питатель; 7 — ванна; 8, 9 — углубления для
отвода хвостов н концентратов; ТО, 11 — бункера
для сбора разделенных продуктов
щим для них является наличие электродов,
между которыми создается неоднородное
электростатическое поле переменной поляр-
ности промышленной частоты. Электроды
помещают в корпусе, заполненном жидкой
средой, состоящей из двух смешивающихся
компонентов, диэлектрическая проницае-
мость которой может регулироваться в ши-
роких пределах, изменением относительной
концентрации составных частей. В качестве
среды используются смеси: бензол—нитро-
бензол, керосин—нитробензол, гексан—
апетон, толуол—нитротолуол, бензол—
фурфурол и др.
В диэлектрическом сепараторе (рис. 111.19)
для исключения влияния свободных зарядов
знаки зарядов тонких параллельных нак-
лонных цилиндрических электродов череду-
ются как в вертикальном, так и в горизон-
тальном направлении. Разделяемый материал
подается через щелк бункера в верхние слои
сепаратора. При этом частицы одного компо-
нента («концентрат») отводятся по наклонным
электродам к нижнему их концу, а частицы
другого компонента («хвосты») выводятся из
поля против места их загрузки. В качестве
неполярных, нетоксичных жидкостей могут
быть применены метилформамид и димстил-
формамид [60].
На этом сепараторе разделялись смеси
различных минералов крупностью до 0,4 мм,
подсушенные при 150—200 °C. После одной
операции содержание разделяемых компонен-
тов в соответствующих фракциях составляло
80—97 %, при извлечении от 80 до 96,4 %.
Перечистка продуктов повышает показатели
разделения. Производительность сепаратора
может доходить до десятков кг/ч. При обо-
гащении этим способом оловянных руд
извлечение касситерита достигает 85 %. Ко-
бальтовые, никелевые, комплексные ванади-
евые и другие руды также обогащаются
этим методом.
Хорошо разделяются минералы с близкими
плотностями, значительно различающиеся
диэлектрическими проницаемости ми (каль-
цит—доломит; магнезит—доломит; сидерит—
доломит; кварц—каолинит; киноварь—ли-
монит; турмалин—гранат и др.).
Схема комбинированного барабанного се-
паратора показана на рис. II 1.20. Зарядка
частиц в этом сепараторе возможна в резуль-
тате применения диэлектрических сред с боль-
шой концентрацией полярных добавок, что
приводит к увеличению проводимости сред,
в которых возможна ионная зарядка частиц.
Сепарируемый материал подается питателем
на вращающийся барабанный электрод, на-
ходящийся под напряжением переменного
тока 5,5 кВ. Над ним располагается система
электродов в виде «елочки». Напряженность
поля между отдельными верхними электро-
дами и барабаном можно изменить. В каче-
стве диэлектрической жидкости применяют
смесь керосина с нитробензолом.
Частица минерала диэлектрической прони-
цаемостью, меньшей проницаемости среды,
под действием поля сбрасывается в приемник,
а минералы большей диэлектрической про-
230
Рис. III.20. Схема диэлектрического барабанного
сепаратора КазИМСа:
1 — питатель; 2 — вращающийся барабан (элек-
трод); 3 — система электродов; 4, 5 — прием-
ники
нпцаемости притягиваются к барабану и
разгружаются в приемник. Наличие несколь-
ких последовательно расположенных верх-
них электродов обеспечивает перечистку ма-
териала.
Производительность сепаратора по пита-
нию 5—20 кг/(ч-м); расход электроэнергии
175 кВт-ч.
Пироэлектрическая и диэлектрическая се-
парация имеет ограниченное применение
в промышленности.
§ 5. Электрическая классификация
Электрическая классификация — это про-
цесс разделения минералов по крупности
путем изменения их траектории в электри-
ческом поле. Физические закономерности
электрической классификации по крупности
в электрической сепарации имеют общие
основы.
При зарядке смеси частиц одного минерала
или минералов с близкими электрическими
свойствами методами, описанными выше,
на поверхности частиц образуются электриче-
ские заряды. Общая величина заряда от-
дельной частицы пропорциональна ее по-
верхности, а величина заряда, приходящаяся
на единицу массы, обратно пропорциональна
крупности частиц, что является предпосыл-
кой для их разделения.
Электрическая классификация осуществля-
ется в коронных и камерных, барабанных,
флюидизационно-электростатических, три-
боадгезионных классификаторах (сепарато-
рах).
Схемы действия сил на частицы при
электрической классификации показаны па
рис. 111.21,
Рис. 111.21. Схемы действия сил иа частицы при
электрической классификации:
я — при свободном падении в коронном классифи-
каторе; б — в барабанном классификаторе с от-
клоняющим электродом; в — в трибоадгезионном
классификаторе:
У — бункер-питатель; 2, 3, 5 — электроды со-
ответственно коронирующий, заземленный (ба-
рабан) и отклоняющий; 4 — приемник; 6 —
щетка
В коронном камерном классификаторе смесь
частиц различной крупности из бункера
(см. рис. Ш.21, а) с распределительным
устройством равномерным потоком пропуска-
231
Рис. III.22. Схема промышленного трехсекцион-
ного коронного камерного электрического класси-
фикатора ИГд:
1 — валковый питатель; 2, 3 — электроды коро-
пирующий н заземленный; 4. 5 — приемники;
б — ленточные конвейеры
ется между двумя электродами. Один элект-
род состоит из ряда параллельных элемен-
тов с малым радиусом кривизны, на которые
подается высокое напряжение (обычно от-
рицательной полярности). Другой электрод
(заземленный) — жалюзийного типа. Между
электродами создастся объемное электриче-
ское поле коронного разряда.
На заряженные частицы действует сила
электрического поля рэ, направленная к за-
земленному электроду. Механические силы,
действующие на частицы — гравитационная
Fr и противодействующая ей сила сопротив-
ления воздушной среды Fc. Результирующая
сила F — векторная сумма основных
действующих сил;
F == F3 -р Fr — Fc.
Чем больше масса частиц, тем ниже она
попадает в заземленный электрод, В верхнюю
часть этого электрода выносятся пылевидные
частицы (крупность выделяемой фракции
возрастает по высоте электрода сверху вниз).
Наиболее крупные частицы, не успевшие
выйти за пределы заземленного электрода,
собираются в нижней части приемника.
Обычно материал делится на два продукта:
улавливаемый заземленным электродом и
не попавший в него. Граничный размер зерна
532
при классификации отдельных материалов
доходит до 6 мм.
Классификация регулируется изменением
взаимного расположения электродов и пода-
ваемого напряжения. Эффективность класси-
фикации достигает 95—97 %.
Схема промышленного трехсекционного ко-
ронного камерного электрического класси-
фикатора ИГД показана на рис. 111.22,
Использование коронного разряда в нем
двустороннее; один коронирующий электрод
расположен между двумя заземленными.
Исходный материал поступает из бункера и
распределяется в каждой секции па два по-
тока. Материал в сепаратор подается равно-
мерно валковыми питателями. Кюронирую-
щие электроды выполняются из проволок
пли стальных труб с укрепленными на
них лезвиями. Заземленные электроды из
стальных вертикально расположенных по-
лос могут перемещаться относительно кс;ро-
нпрующего электрода. Продукты разделения
разгружаются из приемников на ленточные
конвейеры. Сепаратор работает при напря-
жении 50—80 кВ. Расход электроэнергии
на ионизацию около 0,1 кВТ’Ч/т. Произво-
дительность 1 —1,5 т. ч на 1 м ширины элект-
рода или до 30 т/ч на агрегат.
Разработаны различные односскциониые и
многосекционпые классификаторы ИГД [60].
В классификаторах барабанного типа (см.
рис. 111.21) материал крупностью до 5 мм
из бункера при помощи заземленного электро-
да (барабана)вводится в рабочее пространство.
На отклоняющий электрод подается высокое
напряжение. Частицы заряжаются от допол-
нительного коронирующего электрода или
посредством предварительной контактной
электризации.
Точка отрыва частицы определенной круп-
ности от поверхности барабана определяется
соотношением электрических сил (кулонов-
ской F3, в меньшей степени пондеромотор-
ной Fa и силой зеркального отображения F3)
н механических сил (гравитационной Fr
и центробежной ЛД). Процесс регулируется
изменением частоты вращения барабана п
напряжения, подаваемого на электроды. Эф-
фективность классификации достигает 80 %
[60].
На флюпдизацпоцно-электростатичсскпх
классификаторах обрабатываются порошки
крупностью—100 мкм. Заряжаются они
в псевдоожиженном слое, после чего разде-
ляются на фракции при прохождении с по-
током воздуха (I — 80—90 °C) через электро-
статические поля, образованные сетчатыми
электродами. Схема флюпдизационно-
электростатического классификатора пока-
зана на рис. III.23 ]10]. Продукты класси-
фикации поступают в приемники, а самая
топкая фракция осаждается в электрофильт-
ре. Площадь каждого электрода 0.12 м2.
Габаритные размеры классификатора
1500Z800X 1500мм. Электрическая мощность
3 кВ г. Производительность классификатора
(на 1 м2 сетчатого электрода за 8 ч) при
одновременном получении нескольких фрак-
ций — до 90 кг. Получаемые фракции не
содержат частиц, превышающих верхний
предел заданной крупности.
Флюиднзацпонно-электростатические клас-
сификаторы успешно используются на пред-
приятиях ряда отраслей промышленности при
получении порошков различных материалов
крупностью 20—28; 14—20; 10—14; 7—10
п —7 мкм.
При трибоадгезионном способе можно обес-
пыливать, классифицировать и разделять
ио вещественному составу различные мате-
риалы крупностью 0—5 (8) мм., поступающие
иа поверхность барабана по специальному
лотковому питателю (см. рис. 111.21). Бара-
бан имеет сменные поверхности из различных
материалов и снабжен подогревающим уст-
ройством для регулирования его температу-
ры. Для предотвращения возможных иска-
жений процесса все части установки, в том
числе и барабан, заземлены.
Решающее значение при этом способе имеет
сила адгезии Fa, обусловленная молекуляр-
ным притяжением. Она направлена к по-
верхности барабана. Величина ее может ре-
гулироваться подбором материала барабана
и температурой его поверхности. При дви-
жении частиц материала по питателю в ре-
зультате контакта между ними и поверхно-
стью лотка на частицах образуются трибо-
электрические заряды. Одноименные заряды
препятствуют слипанию тонкодисперсных ча-
стиц и служат также источником возникнове
ния электрической силы взаимодействия
между частицами п барабаном, которая в за-
висимости от знака заряда направлена к ба-
рабану или от пего и соответственно усиливает
или ослабляет действие силы адгезии.
Помимо электрической силы Еэ и силы ад-
гезии Ff, на частицу действуют силы центро-
бежная Лц и гравитационная Ег, направлен-
ные от поверхности барабана. Для отрыва
частицы от поверхности барабана необхо-
димо, чтобы сумма слагающих сил, действу-
ющих в направлении от оси была больше
суммы сил, действующих в противоположном
направлении.
При определенной частоте вращения ча-
стицы, крупнее заданной граничной, будут
отрываться от поверхности барабана, а бо-
лее мелкие — оставаться па его поверхно
сти. Крупные частицы поступают в один
приемник, а тонкие, удержавшиеся на поверх-
ности барабана, сбрасываются щеткой в дру-
гой приемник (см. рис, III.21, в).
Граничные размеры частнц регулируются
подбором материала и характера обработки
поверхности барабана, его частотой вращения,
и температурой нагрева, а также частотой
вибраций и амплитудой лотка. Эффективность
классификации — до 95 %.
На трибоадгезионных сепараторах эффек-
тивно выделяются нс только крупные, но
и тонкие фракции (менее 0,07; 0,04; 0,02 мм).
Так как последние в ряде случаев являются
наиболее богатыми по содержанию того или
иного компонента, их можно относить к вы-
сококачественным продуктам сепарации (на-
пример, доменный графит, железные руды и
др.).
Рис. III.23. Флюидизационно-электростатический
классификатор;
1 — камера кипения; 2 — блок сетчатых электро-
дов; 3 — электрофильтр; 4 — вытяжной венти-
лятор; 5 — приемники; 6 — ротаметр; 7 — осу-
шитель; 8 -- фильтр
При работе сепараторов отсутствуют по-
тери тонкоизмельчеиных частиц и пылеоб-
разование.
Трибоадгезиониый сепаратор показан
на рис. 111.24 [48].
Сепараторы можно компоновать из несколь-
ких секций. Если фракция заданной круп-
ности выделяется за одну операцию, для по-
вышения общей производительности установ-
ка компонуется на общей раме из нескольких
монтируемых по вертикали секций, работа-
ющих параллельно [60].
Рис. II 1.24. Трибоадгезионный двухбарабанный.
сепаратор:
У — бункер; 2 — течка; 3 — вибролоток; 4 —
вибратор; 5 — барабан: 6' — щетка; 7 — дели-
тельные перегородки; 8 приемник
233
Таблица III.7
Технические характеристики трибоадгезионных сепараторов типа ИГДАН
Параметры Полупро- мышленные Промышленные
ТА-Зс ТА-2 ТА-3 ТА-4
Производительность, т/ч До 2 До 4 До 6 До 8
Работа отдельных секций Последова- тельная Параллельная
Крупность питания, мм Размеры барабана, мм: 3—0 2—0 2-0 2-0
Диаметр 300 320 320 320
общая длина 100 1500 1500 1500
рабочая длина 900 1280 1280 1280
Температура поверхности барабана, °C 20—200 — —
Частота вращения барабана, мин-1 Питатель (вибролотковый): 30—100 50—70 50—70 50—70
ширина, мм 900 640 640 640
угол наклона, градус 15—45 7 7 7
частота колебаний, Гц Число 50 50 50 50
разделительных коробок — 2 3 4
делительных плоскостей (в коробке) — 1 1 2
загрузочных лотков (на один барабан) 1 2 2 2
щеток 1 2 2 2
получаемых продуктов До з 2 2 3
Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры, мм: 1 2100 1,5 1,5 2,2
длина 2100 2300 2100
ширина 1200 2100 1200 1400
высота 2000 1900 2300 2800
Масса, т 1,8 1,5 1,8 2,9
Технические характеристики трибоадгези-
'vhhmx сепараторов типа ИГДАН конструк-
ции Волжск-ВНИИАШ приведены в
табл. 111.7,
Отделение частиц пластинчатой формы от
частиц изометрической формы и разделение
частиц по крупности осуществляются на ба-
рабанных электрических сепараторах с коро-
-Рис. III. 25. Схема электросспаратора с чере-
дующейся полярностью коронирукпцих электро-
дов:
/ — питатель; 2.3— коронирующие электроды;
4 — осадительный электрод; 5 — щетка для сня-
тия налипших частиц; 6— 8 — приемники для
•продуктов сепарации
пирующими электродами чередующейся по-
лярности [47, 48]. Электрические характе-
ристики разделяемых частиц (сопротивление,
диэлектрическая проницаемость) могут быть
близкими, например, как у чешуек слюды,
так и у зерен кварца, полевого шпата. В се-
параторе у поверхности вращающегося оса-
дительного электрода устанавливается не-
сколько короннрующих электродов, часть
из которых подключают к положительному
полюсу высоковольтного выпрямителя, а
часть — к отрицательному (рис. 111.25).
Сепарируемые частицы одним слоем пода-
ются питателем на осадительный электрод,
который перемещает их в первую золу дейст-
вия короннрующих электродов какой-либо
полярности, где частицы приобретают заряд,
одноименный с зарядом этих короннрующих
электродов. В первой зоне действия корони-
рующих электродов после зарядки частиц
суммарная электрическая сила прижимает
и ллосхие и изометрические частицы к осади-
тельному электроду. Однако эта сила для
плоских частиц может на порядок или более
превышать ту же силу для изометрических
частиц [47],
Затем частицы перемещаются вращающи-
мся осадительным электродом во вторую
зону действия короннрующих электродов,
имеющих полярность, противоположную по-
234
ляркости короннрующих электродов первой
зоны. В начальный период нахождения ча-
стиц во второй зоне электрические силы пло-
ских частиц изменяются незначительно ввиду
больших постоянных времени разрядки, по-
этому эти частицы задерживаются на осади-
тельном электроде и снимаются щеткой.
У изометрических частиц, имеющих неболь-
шую постоянную времени разрядки, элект-
рическая сила значительно уменьшается по
величине или даже может изменить свой знак,
что приводит к отрыву этих частиц отвращаю-
щегося барабана под действием центробеж-
ных н электрических сил.
§ 6. Высоковольтные устройства
для электрических сепараторов
Для создания электрического поля высокой
напряженности и постоянной полярности при-
меняют специальные высоковольтные агре-
гаты (рис. III.26). Они подают на электроды
постоянный ток высокого напряжения.
Параметры высоковольтного агрегата су-
щественно влияют на электрическую сепара-
цию. В отдельных случаях (для очистки
барабанов, при диэлектрической сепарации)
применяют источники переменного высокого
напряжения промышленной пли повышенной
частоты.
Разработаны разнообразные источники по-
стоянного напряжения, работающие на раз-
ных принципах. Чаще всего встречаются
источники — выпрямители, схемы с умно-
жением напряжения и электростатические
генераторы. Наиболее распространены вы-
соковольтные ламповые выпрямительные аг-
регаты, выполненные по однополупериодной
(рис. III.26, п), мостовой (например, ВС-20-10
на 20 кВ) или другой схеме [48]. Такой аг-
регат состоит из повышающего трансформа-
тора, выпрямителя, в качестве которою
служат кенотроны, стабилизаторы напряже-
ния, сглаживающего фильтра и вспомога-
тельных устройств (регулятор напряжения,
трансформатор накала кенотрона, измери-
тельные приборы, сигнализация и т. д.).
Высокое напряжение подается высоковольт-
ными кабелями на электроды сепаратора.
Высоковольтные выпрямительные установки
включаются в сеть переменного тока напря-
жением 220 В; потребляемая ими мощность
составляет 0,5—0,8 кВА. Обычно использу-
ются высоковольтные кабели, разработанные
для сильноточной радиоэлектроники, рент-
генотехники и т. д. Пульсации на выходе
выпрямителя сглаживаются фильтрами из
дросселя, включенного последовательно, и
конденсаторов, включенных параллельно, Па
выходе выпрямителя включают резисторы,
которые рассчитываются на полное выпрям-
ленное напряжение. Сопротивление резисто-
ров выбирается по максимально допустимому
кратковременному току через выпрямитель
и высоковольтный трансформатор, так как
при перекрытии на высоком напряжении
необходимо ограничивать ток.
Более совершенны — полупроводниковые
выпрямители, собранные нз селеновых, гер-
Рис. III.26. Принципиальные схемы высоковольт-
ных агрегатов с выпрямителем;
а — ламповым; 6 — полупроводниковым:
I — трансформатор; 2 — выпрямитель; 3 — сгла-
живающий фильтр; 4 — накальный трансформа-
тор; 5 — сепаратор
маниевых либо кремниевых вентилей
(рис. II 1.26, б). Они характеризуются боль-
шим сроком службы, значительной механи-
ческой прочностью, высоким к. п. д. и ма-
лыми габаритами. Отсутствие накальных
цепей и движущихся частей делает их более
удобными в эксплуатации. Для электриче-
ского питания сепараторов применяются
высоковольтные источники постоянного тока,
например ПВС-40-6; ПВС-60-10, разрабо-
танные в НИИЭТ (Тбилиси).
Постоянное высокое напряжение без пуль-
саций от нескольких десятков до сотен кило-
вольт получают с помощью электростатиче-
ских генераторов, принцип действия которых
основан на транспортировке электрических
зарядов против сил электрического поля или1
на увеличении напряжения па конденсаторе-
при увеличении расстояния между обклад-
ками. Работа, затрачиваемая на перемещение
зарядов, преобразуется в энергию электро-
статического поля.
Небольшие токи при пробое на стороне
высокого напряжения и малая выделяемая
в искре энергия— немаловажные факторы,
определяющие безопасное применение элект-
ростатических генераторов в технологиче-
ских установках [60].
Глава 3
Практика
электрического обогащения
§ 1. Доводка черновых
концентратов руд
редких металлов и алмазов
Возможность разделения минералов по элект-
ропроводности с помощью электрической се-
парации в сочетании с магнитными и гравита-
ционными методами обогащения можно оп-
ределить с помощью табл. Ш.&
235
Таблица III,8
Определение возможности разделения минералов по электропроводности,
магнитным и гравитационным свойствам
Диэлектрик Проводник
Плот- ность. г/см3. магнит- ный слабомаг- нитны it немаг- нитный сильно- магнит * ный магнит - ный слабомаг- нитн ый немаг- нитный Плот- ность, г/см3
Более 8,0 8,0 8,0 7,5 7,0 6,5 6,0 5,5 5,0 4,5 4,0 Танта- лит Золото Медь Более 8,0 8.0 8,0 7,5 7,0 6,5 6,0 5,5 5,0 4,5 4,0
Шеелит Фербе- рит Воль- фрамит Галенит Касси- терит Вуль- фенит
Бадде- леит Самар- скит Халько- зин
Монацит Борнит Бастне- зит Магне- тит Колумбит Г ематит Франк- линит Пирит Лопарит Молиб- денит
Ксено- тим Циркон Ильме- нит (с высо- ким со- держа- нием железа) Ильме- нит Эвксенит Хромит
Барит Перов- скит Корунд Давидит Ильвант Пирро- тин Пиро- хлор Ковел- лин Рутил Халько- пирит Брукит
Гранат Сидерит Ставро- лит Целе- стин Кианит Марма- тит Эгирин Сфале- рит
1236
Продолжение табл. Ш.8
Диэлектрик проводник
Плот- ность, г/см3, более магнит- ный слабомаг- нитиый немаг- нитный сильно- магннТ' ный магнит- ный слабо- маг- нитпый немаг* ннтный Плот- ность. г/сма
3,5 3,0 Оливин Эпидот Форсте- рит Роговая обманка Турма- лин Алмаз Топаз Сфен Силли- манит Флюорит Апатит Акмит Авгит 3,5 3,0
Слюда (биотит) Ангид- рит Слюда (муско- вит) Берилл Полевой шпат Кальцит Кварц Нефелин
2,5 2,5
Гипс Хризо- тил Сера Графит
Если минералы расположены в различ-
ных колонках, их можно разделить элек-
трической и магнитной сепарацией. По
табл. III.8 не определяются все возможности
электрической сепарации, так как она состав-
лена на основе естественной электропро-
водности минералов без учета реагентной об-
работки, различия в трибозарядах, форме и
диэлектрической проницаемости частиц.
В практике электрической сепарации боль-
шой опыт имеется по доводке коллективных
концентратов: титано-цирконового, тан-
тало-ниобиевого, олов ян но-вольфрамового,
монацит-ксенотимового. Нередко с исполь-
зованием электрических сепараторов раз-
деляются н более сложные минеральные комп-
лексы, например, ильменито-рутило-цирко-
но-моиацитовый, тантал о-колу мбито-касси-
терито-цирконовый И Т. д.
На одной из отечественных фабрик, перера-
батывающей пески россыпного месторожде-
ния, гравитационный коллективный кон-
центрат содержит 90 % тяжелых минералов
плотностью более 2,9 г/см3 и около 10 %
кварца.
Основные минералы тяжелой фрак-
ции — циркон, рутил, ильменит, лейкоксен,
ставролит, дистен, силлиманит, турмалин>
хромит. Электрическая сепарация является
доминирующим процессом в схеме доводки
коллективного концентрата (рис. Ш.27).
Существующая схема имеет пять отдельных
технологических узлов электросепарации:
узел разделения концентрата на проводни-
ковую и непроводниковую фракции и узлы
доводки рутилового, цирконового, дистено-
вого и ставролитового продуктов с получе-
нием соответствующих концентратов.
Коллективный концентрат разделяется на
проводники и непроводники в барабанных
коронных электрических сепараторах
ЭКС-1250, СЭС-1000М и пластинчатых элек-
трических сепараторах ПЭСС. В проводни-
ковую фракцию выделяются циркон, рутил,
ильменит, хромит, а в непроводниковую —
циркон, ставролит, дистен, силлиманит.
Дистен-силлиманитовый концентрат по-
лучают с помощью трибоэлектрических се-
параторов СТЭ из продукта, содержащего
30—40 % кварца и 50—60 % дистен-силлима-
нита, при этом используется свойство этих
минералов приобретать различные заряды
при трении о поверхность подготовительной
плоскости и друг о друга.
237
| Провод-
1 ники
Электрическая сепарация
| Провод- Непроводники
ники 1
Коллективный, концентрат
Электрическая сепарация
Ппомпро- Немагнитная
оукт I фракция
Электрическая сепарация
Jt
Провод- Непроводники
ники
Электро маг нит идя сепарация
Магнитная Немагнитная
фракция фракция ,
Электромагнитная сепарация
Магнитная Немагнитная
ь фракция фракция
Электрическая сепарация
I Провод- I
| ники Непроводники^
Рутил
Электрическая сепарация
| Провод- ~ I
1 ники Непроводники 1
Ильменит Ставролит
Магнитная сепарация
I Провод- Непровод-1
1 никц ники А
Хромит Ильменит
И ан цент рация
Сушка.
Сушка
Электрическая сепарация
I Провод- Непроводники)
у ники |
Три ваэлектростатическая
сепарация
Электромагнитная сепарация Электромагнитнаясепарация
Магнитная Немагнитная I
фракция фракция 1
Дистен
Циркон
Хвосты
J
Рис. 111.27. Схема доводки черновых гравита-
ционных концентратов при обогащении титаио-
цир кон невых песков
Товарные концентраты содержат: ильмени-
товый от 96 до 98 % ильменита или 60—
61,5 TiOs; 2—2,5 % SiOS; 1,5—2,5% AlaO3;
рутиловый от 92 до 94 % рутила и 4—5 %
ильменита или 91—95 % ТЮа; цирконовый
от 92 ДО 97 % циркона или 60—65 % ZrO2;
ставролитовый от 85 до 90 % ставролита или
44,5—47,5 % А1аО3; дистен-силлиманитовый
от 90 до 93 % дистена и силлиманита или
56—58 % АЦОз.
Извлечение двуокиси титана и циркона
в соответствующие концентраты составляет
93—95 % от операции доводки коллективного
концентрата.
В Умгабаба (Южная Африка) действует
фабрика годовой производительностью
100 тыс. т ильменитового; 6,5 тыс. т рутило-
вого н 9 тыс. т цирконового концентратов.
Пески береговых месторождений обогаща-
ются на винтовых сепараторах с последую-
щей доводкой черновых концентратов элект-
рической и магнитной сепарацией и концен-
трацией на столах. Для электрической сепа-
рации используются сепараторы «Карпко».
В Австралии работают фабрики по перера-
ботке прибрежных песков, широко применя-
ющих при доводке электрическую сепарацию
на барабанных и лотковых сепараторах
«Рейхерта» [48].
238
Такие схемы используют на фабриках
«Геральтон», «Хост нест», «Кресент хед»,
«Вестерн титаииум», «Рутил энд циркон
Майнз» и др. Для обеспечения разделения на
электрических сепараторах применяют от-
тирку и щелочную или кислотную промывку.
После сушки гравитационный концентрат
подается на барабанные электрические сепа-
раторы, для перечистных операций широко
используют лотковые электрические сепара-
торы.
На фабрике производительностью
7500 т/сут, перерабатывающей россыпи ме-
сторождения «Джексонвилл» (США), в от-
делении доводки установлено 35 барабанных
электрических сепараторов «Карпко». В ре-
зультате доводки получаются ильменитовый,
рутиловый, цирконовый и монацитовый кон-
центраты. В доводочном отделении фабрики
«Трейл-Редж» (США) установлено более 100
сепараторов «Карпко». На предприятии еже-
дневно подвергается электрической сепарация
700 т коллективного концентрата и выдается
300 т ильменитового и рутил-лейкоксенового,.
100 т цирконового и 120 т ставролитового
концентратов. Аналогичная фабрика по-
строена в Хайленде.
Из прибрежных песков Балтийского моря
на одном из предприятий ГДР извлекают ру-
тиловый и цирконовый концентраты. До-
водка осуществляется на барабанных се-
параторах фИА [60].
В Индии при переработке морских песков
месторождения «Траванкор» получают иль-
менитовый, рутиловый, цирконовый, лей-
коксеновый, монацитовый и силлиманитовый
концентраты с помощью гравитационного
обогащения или флотации и последующей
доводки чернового концентрата электриче-
ской и магнитной сепарацией.
В отечественной и зарубежной практике
обогащения электрическую сепарацию при-
меняют также при доводке тантало-ниобие-
вых гравитационных концентратов. Первич-
ные коллективные концентраты доводятся
до товарных кондиций электрической сепа-
рацией, флотогравитацией, флотацией, маг-
нитной сепарацией, иногда в сочетании с хи-
мическими способами [35, 87].
По минеральному сосаву коллективные кон-
центраты можно разделить на две подгруппы:
тантал нт-кол умбитовую и пирохлор-цирко-
новую.
При доводке танталцт-колумбитовых кон-
центратов электрическая сепарация исполь-
зуется для отделения танталита и колумбита
от монацита; ильменита от граната и кассите-
рита от циркона. Она обеспечивает получе-
ние концентратов: танталит-кол у мби то вого
(около 28 % Та при извлечении 65—70 %);
касситеритового (около 49 % Sn при извле-
чении 85—87 %); монацитового (около 90 %
монацита при извлечении 94—96 %) и иль-
менитового (около 96 % ильменита при из-
влечении 94—96 %).
Электрическую сепарацию для доводки
коллективного колумбитсодержащего кон-
центрата, получаемого отсадкой из выветрив-
шихся гранитов, применяют на фабрике
«Джонс-Плато» (Нигерия). Для сепарации
используют четырехбарабанные сепараторы
«Карпко». В результате доводки получают
высококачественный колумбитовый, кассите-
ритовый и цирконовый концентраты.
Одна из английских компаний использует
электрическую сепарацию для доводки оло-
вянно-колумбитовых концентратов. Тяже-
лые минералы — колумбит, циркон, касси-
терит, торит, ксенотим, ильменит, монацит,
магнетит, топаз, танталит, гранат и дру-
гие —- концентрируются гравитационными
методами, а затем разделяются на отдельные
концентраты при помощи электрической се-
парации.
При доводке пирохлоровых концентратов
в отечественной практике электрическую
сепарацию применяют для отделения пиро-
хлора от циркона, апатита, сфена и примесей
силикатных минералов. Схема доводки таких
концентратов показана па рис. 111.28. Полу-
чаемый пипохлоровый концентрат содержит
более 37 % NbaO5 при высоком извлечении.
При доводке другого ниобиевого чернового
концентрата — лопаритового — на сепара-
торе СЭС-1000М в непроводниковую фракцию
выделяются нефелин, полевой шпат и часть
эгирина, а в проводниковую — лопарит и
эгирин. После магнитной сепарации из по-
следней фракции получают концентрат, со-
держащий до 95 % лопарита [48],
Доводка коллективных вольфрамито-кас-
ситеритовых концентратов [35] заключается
в селективной электромагнитной сепарации
Черновой концентрат
I '
йбездожиданиер^шка
Рассев
Магнитная сепарация (раздельно по классам)
Электрическая ^сепарация
(раздельно по класса»)
Магнит-
ный
продукт
Электрическая
сепарация
Электрическая
сепарация
Электрическая
сепарация
Электрическая
сепарация
ппмпрппукты
I
Флотогравитация сульфидов, апатита
(классы -12*0,5 и ~0,5*ЭЗмм)
Флотация сулыридод,апатита,арена,
цирконл (класс -0,3+0 мм)
ЗолеРощпато-
Шы щюаукт^
Сулырцдный
продукт^
Г
Сушка.
Апа/потовь/и продукт
стена-циркзньеыа тюбцкт ?
Магнитная сепарация (раздельно по класса»
-12*0,3 и -0,3*0 мм)
I I >.
Электрическая сепарация (по классам)
„ Т
Электрическая
сепарация
„ I
Электрическая
сепарация
ПирохлороОый
концентрат
Пронпродукты
-------Т-------
электрическая
сепарация
+
Электрическая
сепарация
I I
ПррнпрЭвцкт
на переработку
Рис. III.28. Схема доводки пирохлоровых концен-
тратов электрической сепарацией
(для выделения магнетита, ильменита, воль-
фрамита, монацита), последующем додраб-
ливании немагнитной фракции (касситерита
и Др.) и ее электрической сепарации
(табл. Ш.9).
На одном из отечественных предприятий
доводятся электрической сепарацией воль-
фрамито-касситерито-сульфидные кон-
Таблица HI.9
Результаты доводки коллективного
концентрата
Компонент Содержание, %
в исход- ном про- дукте в вольф- рамитовом концен- трате в кассите- ритовом кон цен- трате
wo3 39,6 84,0 0,4
Sn 23,7 0,3 73,4
FeO 9,4 -—. 0,2
А1аО3 8,3 — 0,8
зю2 1,1 0,4 2,1
s 1,1 _0,6 0,4
239
Концентрат отсадки
Магнитная сепарация
Немагнитная
фракция
Сушка
Магнитная
рпаниая 1
-0,5»»
Рентеенолюминесцентная разборка
(по классам)
Электрическая
сепарация
Кда класса»)
С-
Алманс
Рис. III.29. Схема доводки
концентратов электрической
Хвосты
' отвальные
черновых алмазных
сепарацией
центраты с преобладанием мышьяковистых
соединении для отделений касситерита от
кварца.
На комбинате Хинганолово при обработке
на коронно-электростатическом сепараторе
гравитационного концентрата (44—46 %
флюорита; 20—22 % касситерита; до 10 %
кварца; до 20 % кварц-хлорито-серицитовых
пород и до 5 % различных сульфидов)
получают [60] концентрат, содержащий до
60 % олова.
В Южной Африке при доводке оловянно-
вольфрамовых продуктов, содержащих шее-
лит, иа барабанных коронных сепараторах
выделяют касситеритовый концентрат, со-
держащий 74 % олова при извлечении 92 %,
и вольфрамовый концентрат, содержащий
73 % трехокиси вольфрама при извлечении
96 %.
В монацитовых концентратах кроме мона-
цита присутствуют ксенотим, эвксенит,
ильменит, циркон и большое количество ак-
цессорных минералов. В связи с этим мона-
ците-ксепотимовые концентраты доводятся
по схеме, включающей электрическую сепа-
рацию, магнитное и гравитационное обогаще-
ние. Содержание монацита в концентратах,
полученных по комбинированной схеме, со-
ставляет 91—99 % при извлечении 94—99 %
(от операции доводки коллективного концен-
трата) [35, 59, 87].
На фабрике «Лоумен» (США) перерабаты-
вают пески эвксенито-монацитовых россыпей.
Из ценных минералов в них присутствуют
колумбит, ильменит и циркон. В схеме до-
водки используют сепараторы «Карпко» для
отделения монацита от колумбита и эвксенита.
Доводочная фабрика перерабатывает 150—
200 т/сут коллективных концентратов и
ежедневно выдает 225—250 т монацитового
и 450 т эвксенитового концентратов. В виде
побочных продуктов в концентраты могут
извлекаться колумбит, циркон, ильменит,
лейкоксен, фергюсонит, браннерит, гранат
и другие минералы.
Электрическая сепарация применяется так-
же при извлечении алмазов. Разделение осно-
вано на различии электропроводности ал-
маза и пустой породы. Схема доводки чер-
новых алмазных концентратов показана, на
рис. 111.29 [35].
Технологические показатели
электрической сепарации черновых
алмазных концентратов
Крупность, мм . , .
Степень сокращения
Извлечение, % . . .
4—2
6
97,7
2—1
900—
1000
97,6
1—0,5
120—
240
99,7
На южноафриканской фабрике (в устье
р. Оранжевой) схема обогащения включает
три основные операции разделения; в тяже-
лых средах, на жировых лотках и на электри-
ческих сепараторах. Извлечение алмазов —
более 99 %.
На алмазном руднике «Вильямсон» (Тан-
зания) электрической сепарацией извлекают
алмазы из материала крупностью 2,5—
0,8 мм после разделения в тяжелых средах.
При трехстадиальной электрической сепара-
ции обеспечивается десятикратное сокраще-
ние при извлечении, близком к 100 %.
На одной из фабрик Юго-Западпой Африки,
обрабатывающей кимберлитовые руды, элек-
трическую сепарацию применяют для до-
водки материала крупностью —1,9 мм после
магнитной сепарации.
§ 2. Обогащение железных руд
и неметаллических полезных
ископаемых
Электрическая сепарация применяется для
обогащения железных руд [21, 35, 59, 60,
81], в частност гематитовых (спекуляри-
товых) и смешанных магнетито-гематитовых.
Электрическую сепарацию применяют на
фабрике «Вобуш» (Канада) для доводки спе-
куляритового концентрата. Производитель-
ность отделения, оснащенного сепараторами
«Карпко», 1000 т/ч. Гравитационный кон-
центрат винтовых сепараторов с содержанием
63 % железа, после электрической сепарации
содержит 69 % железа.
Элсктрообогатитсльная фабрика произ-
водительностью 1 млн. т руды в год введена
в действие в 1975 г. близ Мальмбергета
(Швеция).
Из гематитовой руды, содержащей 50 %
железа и 0,6 % фосфора, получают концен-
трат с 67—68 % железа и 0,08 % фосфора
[60].
Установлена эффективность электрической
сепарации смешанной магнетито-гематцто-
240
; л блица III. 10
Технологические показатели электрической
сепарации железной руды Оленегорского
месторождения, %
Продукт Выход 1 J Содер- ж ан не железа Извлече- п не железа
Концентрат 51,4 68,6 91,4
X БОСТЫ 48,6 6,8 8,6
Исходный (0,15— 0.074 мм) 100,0 38,5 100,0
Слядяной
прддукт
; Извлечение
стоды I
утеЗммтсоц 'чч.'*4
Осаждение
Пыль
Гро к'очение
-р,8 мм
Дробление
.1
Электрическая
сепарация
Лодиерее л
обеспыливание
I-----------?
t пыль.
Hcxii
1
вой руды Оленегорского месторождения,
не содержащей гидроокислов железа
(табл. 111.10), а также доводки товарных
концентратов этой фабрики.
Бурожелезня новые руды плохо разделя-
ются в электрическом поле.
Эффективно применение электрической се-
парации для обогащения неметаллических
полезных ископаемых. В этом случае полу-
чают более высокие технико-экономические
показатели, чем прп флотации.
Схема трибоэлектрестатической сепарации
полевошпатового сырья показана на
рис. III.30. По такой схеме работает фабрика
* К пин» (США), выделяющая пол енош патовый
концентрат из гранита одноименного место-
рождения. Электрическая сепарация исполь-
зуется для отделения полевых шпатов, а так-
же частичного отделения альбита от микро-
клина с целью повышения соотношения ка-
лия и натрия в полевошпатовом концентрате.
Для сепарации применяют барабанные элект-
ростатические сепараторы. Предварительная
подготовка исходного материала заключается
в дроблении (валковая дробилка), обеспыли-
вании и подогреве до 140 =С (вращающийся
барабан). Результаты электрической сепа-
рации приведены в табл. Ш.11.
Электрическая сепарация с аналогичной
подготовкой материала применяется для раз-
деления полевых шпатов и кварца на фаб-
рике «Кейн Фельдспат» (США), перерабаты-
вающей 550 т/сут пегматита, и на фаб-
рике «Дорфнер» (ФРГ), перерабатывающей
240 т/сут хвостов коалинового производства.
На предприятии «Хиршау Амбергер
Каолцпверкс» (ФРГ) сепарация полевошпа-
то-кварцевых хвостов каолинового произ-
водства с предварительной химической об-
работкой материала парами фтористоводо-
родной кислоты во вращающихся подогре-
ваемых реакторах осуществляется на бара-
банных сепараторах «Лурги».
В отечественной и зарубежной практике
электрическую сепарацию применяют также
для обогащения кварца.
Жильный кварц Лянгарского месторожде-
ния для производства карборунда обогащается
на сепараторах ЭКС-1250. После отделения
от кварца минеральных примесей выделяется
кварцевый концентрат, содержащий, %:
Магнитная Хбасты
сепарация
Измельчение
Магнитный
продукт
3 отдал
Воздушная сепарация
РолебашпйтоВый
концентрат
Рис. 111.36. Схема, обогащения полевых шпатов.
с использованием трибоэлектростатической се-
парации
98,0—98,4 S1O2 : 0,14—0,5 А12 О3 п 0,02—
0,04 Ге3О3 135].
Проведены опыты, которые показали, что
на сепараторе СЭ-1000М из сильвинитовой
руды Верхнекамского месторождения полу-
чается высококачественный калийный кон-
центрат (рис. 111.31, табл. 111.12). Предвари-
тельно исходная руда измельчается по зер-
ну 3 мм и электризуется в сушильном аппа-
рате (100—130 °C) с одновременной, реа-
гентной обработкой.
Испытывалась также электрическая сепа-
рация и перед флотацией сильвинитовых руд
для выделения из них глинистых минералов
160]. Последние лучше адсорбируют влагу
и более прочно удерживают ее при нагрева-
нии до определенной температуры. Благо-
Т а б л и ц а Ш.11
Результаты электрической сепарации
полевых шпатов и кварца
Содержание, %
Компонент Исход- ный ма- териал Полево- шпатовый концен- трат Хвосты
SiO2 74,3 69,4 78,10
А12О3 15,4 16,1 12,90
Пе3О3 0,4 0,07 0,35
к2о 6,2 9,3 3,72
Na2O 3,0 3,6 2,75
СаО 0,2 0,3 0,20
241
Исходная руда.
Основная сепарация
I перечистка
концентрата
Таблица III. 12
Технологические показатели электрической
сепарации сильвиннтовой руды, %
Продукт Выход Содер - 1 жание КС1 Извле- чение KCJ
Концентрат 27,3 95,2 91,4
Хвосты 72,7 з.з 8,6
Исходный (—1 мм) 100,0 28,4 100,0
Лперечастка
концентрата
ЗП перечистка
концентрата
Концентрат Промпродукт. Хвосты
Рис, III.31. Схема сепарации сильпинитовой руды
даря этому достигается значительная раз-
ница в поверхностных сопротивлениях ме-
жду калийными и глинистыми минералами,
обеспечивающая хорошее их разделение на
трнбоэлектр остатических сепараторах. Так,
из сильвиннтовой руды Старобинского место-
рождения в глинистый продукт извлекается
до 80 % глины.
На комбинате Беларуськалий из исходной
руды, содержащей около 8% глины, после
обработки ее на сепараторе СЭС-1000М полу-
чался продукт с 1,5% глины. Потери KCI
с глинистой фракцией достигали 5 %.
При выделении на сепараторе ЭКС-2000
галита из руды Верхнекамского месторожде-
ния получались отвальные хвосты (выход
до 45 %), содержание 1,5—3% КС1 и кон-
центрат с 40 % КС] при содержании его
в исходной руде 27 %.
В Японии кварц извлекают из силикатных
песков, содержащих полевой шпат, авгит,
роговую обманку и андезит. Для создания
на кварце искусственной электропроводной
пленки пески предварительно обрабатывают
в растворе хлоридов щелочных и щелочно-
земельных металлов с последующей промыв-
кой.
На фабрике «Либби» (США) электрическую
сепарацию применяют для отделения верм-
икулита от породы, состоящей из кианита
и пироксена. При этом материал крупностью
—3 мм после предварительного подогрева
его до 120 °C обрабатывают на барабанном
электростатическом сепараторе. Содержание
вермикулита в исходном материале 32%,
в концентрате 90 %, извлечение 96 %.
Для доводки фосфатного флотационного
нонцентрата на фабрике «Пирс» (США)
применяют барабанные электростатические
сепараторы с подогревом материала до
74 °C. В исходном питании содержится
32 % Р3О5 и 12 % нерастворимого остатка,
в концентрате — 35,2 % Р3О5 и 5,44 % не-
растворимого остатка. Извлечение пятиокиси
фосфора 98,3 %. На этой же фабрике электри-
ческой сепарации подвергают породу после
ее промывки. В исходном материале содер-
242
жится 25,9 % Р2О5 и 29,7 % нерастворимого
остатка, в концентрате — соответственно
32,9 % п 11,2 %. Извлечение пятиокиси
фосфора 89,9 %.
На фабрике «Перта» (Австралия) электри-
ческой сепарации подвергают известковые
дюнные пески. При этом кальцит отделяют
от кварца при помощи трибоэлектрической
сепарации на наклонных лотках (с целью
получения кальцитового концентрата для
металлургической и строительной промышлен-
ности). При содержании кальцита в ис-
ходных песках 83,9 % получается конди-
ционный концентрат (98,8 % кальцита) с из-
влечением 95,5 %.
В отечественной практике имеется опыт
получения высококачественного полево-
шпатового сырья из пегматитов месторожде-
ний Чупинского и Куру-Ваарского [48].
Перед электрической сепарацией материал
измельчается до крупности менее I мм и на-
гревается до 150СС. Сепарация осущест-
вляется на барабанном электростатическом
сепараторе СЭП-2, имеющем осадительный
электрод диаметром 300 мм. Разделяемые
минералы — кварц, калиевый шпат, микро-
клин и натриевый шпат, плагиоклаз полу-
чают трибозаряды при транспортировке к се-
паратору в шнеке и при пересыпке из блока
в блок. Из исходного сырья (содержание
кварца 33 %, соотношение содержаний
K^O/NagO равно 1,9), получено 15% высоко-
качественного полевого шпата для элек-
троизоляторной промышленности и худо-
жественного фарфора (содержание кварца
5,6 %, соотношение содержаний КаО к Na,0
равно 3,2). Технологические режимы под-
бираются так, что практически не образуется
отвальных хвостов, а наряду с высококали-
евыми продуктами получают более дешевое
сырье для стекольной промышленности. Усло-
вия подготовки материала зависят от место-
рождения, например, для электрической
сепарации некоторой части пегматитов место-
рождения Отрадное необходим нагрев мате-
риала до температуры 400 °C и измельчение
до крупности не менее 0,5 мм.
§ 3. Пути развития
электрического обогащения
Возможные области применения электри-
ческой сепарации по данным лабораторных
полупромышленных и промышленных испы!
таний приведены в табл. III. 13 [60, 87, 90].
Таблица III.13
Возможные области применения электрической сепарации
Руда, перера- батываемый продукт Назначение ацентри- ческой сепарации Способ электри- ческой сепарации Стадия внедрения
Руды и продукты черных металлов
Железная Обогащение. Полу- чение сверхбогатых концентратов. Обес- пыливание и класси- фикация различных продуктов Доводка гравитаци- онных продуктов для отделения титаномаг- нетита от пироксенов и апатита На коронных бара- банных и камерных сепараторах, на три- боадгезионных сепа- раторах Промышленная
Т итаномагнетитовая То же Полупромышленная
Марганцевая, хроми- товая, сурьмяная и др. Обо гащени е, кл асси - фикация и обеспыли- вание различных про- дуктов Руды и продукты » цветных металлов »
Оловянная, вольфра- мовая Обогащение, Доводка некондиционных про- дуктов На коронных бара- банных и камерных сепараторах, на три- боадгезионных сепа- раторах Промышленная
Полиметаллические медная, цинковая, свинцовая и др. Доводка промпродук- тов и черновых кон- центратов флотации, гравитации и др. То же
Литиевая Обогащение сподуме- новых и других руд Трибоадгезионная сепарация Полупромышленная'
Коллективные концен- траты россыпных и рудных месторожде- ний Селективное обога- щение и доводка про- дуктов, содержащих золото, платину, ал- мазы, монацит, цир- кон, колумбит, эвксе- нит, самарскит, тан- талит, берилл и др. Угол На коронных, корон- но-электростатиче- ских, электростати- ческих, диэлектри- ческих, трибоадге- зионных сепараторах ь, сланцы горючие Промышленная
Уголь каменный Обогащение, класси- фикация и обеспыли- вание. Петрографиче- ское обогащение (вы- деление фюзена). По- лучение угольных по- рошков для литейного производства и др. На коронных бара- банных и камерных сепараторах, на три- боадгезионных сепа- раторах Полупромышленная^
Сланцы горючие Выделение породных включений. Получе- ние керогена На трибоадгезион- ных сепараторах Лабораторная
Неметаллические полезные ископаемые и материалы
Фосфоритная Калийная Обогащение, класси- фикация, обеспыли- вание Обогащение сильвн- нитовой руды (разде- ление сильвина и га- лита) На трибоэлектроста- тических и трибоадге- зионных сепараторах То же Промышленная я
243.
Продолжение табл. II 1.13
Руда, перера- батываемый продукт Назначение электри- ческой сепарации Способ электри- ческой сепарации Стадия внедрения
Графитовая Обогащение. Доводка и классификация не- кондиционных про- дуктов На коронно-элект- ростатических и три- боадгезионных сепа- раторах Полупромышленная
Асбестовая Обогащение, класси- фикация и обеспыли- вание низших сортов асбеста На коронных бара- банных и камерных, а также трибоадге- зиопных сепараторах
Серная, борная Обогащение. Доводка некондиционных про- дуктов На трибоэлектроста- тических и трибоад- гезионных сепарато- рах
Кианитовая, магне- зитовая, баритовая, бруситовая и др. Обогащение То же
•Силлиманитовая Обогащение силли- манитовых сланцев На трибоэлектроста- тических сепараторах
Вермикулитовая Обогащение, доводка черновых концентра- тов, классификация На коронных, трибо- электростатических и трибоадгезионных сепараторах Промышленная
Каолиновая, талько- вая Обогащение, класси- фикация Прочие мс На коронных камер- ных и трибоадгезион- ных гтериалы Полуп ромышленная
•Соль пищевая Обогащение, класси- фикация На коронных и три- боадгезионных сепа- раторах Промышленная
Кварц пылевидный {маршаллит), пегма- тит молотый Классификация На трибоадгезионных сепараторах У)
Флюсы металлурги- ческие Классификация из- вестняка И др. То же У)
Керамическое сырье (перлит, вулканиче- ское стекло, мрамор, гранит, слюды и др.) Обогащение, класси- фикация и обеспыли- вание мелких классов На коронных и три- боадгезионных сепа- раторах »
Пески кварцевые, ду- нитовые и др. Обогащение, класси- фикация, обеспыли- вание стекольных, формовочных, отде- лочных, бетонных и других продуктов На коронных и три- боадгезионных сепа- раторах
Компоненты, исполь- зуемые в пластмассо- ъом, электроугольном, электродном произ- водстве Обогащение, класси- фикация (в частности, формальдегидных, фенолфор ма л ьдеги д- ных, уротропина идр.) То же »
Абразивы (электро- корунд, карбид крем- ния, карбид бора,пем- за и др.) Обогащение, класси- фикация На трибоадгезион- ных сепараторах »
Порошки, используе- мые в порошковой ме- таллургии (железные, алюминиевые, нике- левые, вольфрамовые, молибденовые, тита- новые, из нержавею- щей стали и др.) Классификация по крупности, форме, на- сыпной массе, удале- ние неметаллических включений На коронных и три- боадгезионных сепа- раторах
244
Продолжение табл. Ш.13
Руда, перера- батываемый продукт Назначение электри- ческой сепарации Способ элсктри- | ческой сепарации । Стадия внедрения
Утяжелители (ферро- силиций, барит и др.) Узкая классификация по крупности и объ- емной массе На коронных и три- боадгезионных сепа- раторах Полупромышленная
Отходы промышлен- ных предприятий Регенерация горелых земель (в том числе с включениями цвет- ных и др. металлов) Обогащение деклас- сированных промыш- ленных отходов, от- ходов шлифования, доменного графита и др. Классификация волокнистых и плас- тинчатых материалов (древесные опитки и др.) На коронных, корон- но-электростатиче- ских, электростати- ческих и трибоадгези- онных сепараторах Промышленная
Продукты химиче- ских, фармацевтиче- ских заводов и др. Классификация по крупности (периклаз, селитра калиевая и натриевая, перхло- рат аммония, сурьма трехсернистая ит. п.) На трибоадгезионных сепараторах Промышленная
Низшие сорта цемента Классификация, с це- лью получения высо- кокачественных марок цемента То же Полупромышленная
Зерновые, крупяные, технические и другие культуры, различные семена Обеспыливание, очист- ка от сорных приме- сей, выделение зерно- вых примесей и калиб- рованных семян На коронных, ко- ронно-электростати- ческих и трибоадге- зионных сепараторах То же
Промлродукты пере- работки зерновых, крупяных и других культур Сортировка и улучше- ние качества, выделе- ние муки высших сор- тов из муки простого помола То же ))
По разнообразию областей применения,
многочисленности видов минералов и мате-
риалов, поддающихся разделению (с уче-
том возможности предварительной их обра-
ботки), методы электрической сепарации
стоят в одном ряду с флотационными мето-
дами. Это обстоятельство, а также необхо-
димость освоения технологий переработки
новых сложных видов сырья, указывают на
большую перспективность их использования
в самых различных отраслях народного
хозяйства.
РАЗДЕЛ IV
ФЛОТАЦИЯ
Глава 1
Теоретические основы
Флотационный процесс обогащения полез-
ных ископаемых основан на избирательном
прилипании частиц минералов к поверхности
раздела двух фаз [70].
Пенной флотацией называется
процесс, при котором гидрофобные частицы
прилипают к вводимым в пульпу пузырькам
воздуха или газа и поднимаются с ними
кверху, образуя пепу, а гидрофильные ча-
стицы остаются взвешенными в пульпе *
Пленочной флотацией назы-
вается процесс, при котором гидрофобные
частицы, попадая на поверхность движуще-
гося потока воды, остаются на ней, образуя
пленку, а гидрофильные частицы тонут.
Масляной флотацией назы-
вается процесс, при котором гидрофобные
частицы прилипают к каплям масла в пульпе
и всплывают наверх, а гидрофильные ча-
стицы остаются взвешенными в пульпе.
Минеральные частицы могут разделяться
также при помощи гидрофобной твердой
поверхности (флотация твердой стенкой) или
твердой поверхности, покрытой слоем гидро-
фобной вязкой жидкости (обогащение на
жировой поверхности). К таким поверхно-
стям, помещенным в пульпу, избирательно
прилипают гидрофобные частицы.
В промышленности широко применяется
пенная флотация. Пленочная флотация ис-
пользуется в процессе флотогравитации. Фло-
тация па жировой поверхности используется
при обогащении алмазов. Как пленочная
флотация, так и флотация на жировых
поверхностях в промышленности применяют-
ся редко. Масляная флотация применялась
в первый период развития флотационного
процесса.
Флотационный процесс может быть
использован также для извлечения из рас-
твора тонкодисперсных гидрофобных осад-
ков, находящихся в растворе (флотация
осадков) или образующихся при взаимо-
действии ионов раствора и добавляемого
собирателя (этот процесс в литературе полу-
чил название ионной флотации).
* Тонкие пузырьки воздуха могут выделяться
и нз самой пульпы. В этих случаях пузырьки
осаждаются на гранях минеральных частиц и
способствуют лучшему прилипанию их к более
крупным пузырькам, вводимым в пульпу [38].
246
§ 1. Термодинамический анализ
возможности прилипания частицы
к поверхности раздела
жидкость—газ
Основной акт флотации — закрепление ча-
стицы на пузырьке воздуха или газа. Этот
процесс — самопроизвольный и основан на
втором законе термодинамики, согласно ко-
торому самопроизвольно могут протекать
лишь процессы, приводящие к уменьшению
свободной энергии системы. Убыль свободной
поверхностной энергии определяется сле-
дующим уравнением [38]:
= *ж. г 1(5ж. г - p)/St. г - cos °Ь
(IV.1)
где ДК — убыль свободной поверхностной
энергии системы, отнесенная к единице вновь
образованной ^поверхности раздела твердое
тело — газ; г — свободная поверхно-
стная энергия единицы поверхности раздела
жидкость—газ; 5Ж ги 5Ж — соответ-
ственно площади поверхности раздела жид-
кость — газ до и после прилипания пузырь-
ков к твердой поверхности; ST.r — пло-
щадь поверхности раздела твердое тело —
газ; 0 — равновесный краевой угол смачи-
вания, определяемый уравнением Неймана
cose-- (От. г — Фг.ж)Мн.г» (LV..2
от. г и 0Т. ж — соответственно свободная
поверхностная энергия единицы поверх-
ностей раздела твердое тело — газ и твердое
тело — жидкость.
При пенной флотации, когда обычно раз-
меры частиц малы по сравнению с размерами
пузырьков, (£ж г - - r)/ST г « 1 „
уравнение (IV. I) принимает вид ДЕ ~
— аж. г 0 “ cos — выражает максималь-
ную работу, которую может совершить си-
стема при вытеснении жидкости воздухом
с единицы поверхности твердого тела. Когда:
В > 0, то ДГ;> 0, т. е. прилипание частицы
к пузырьку возможно, если краевой угол
смачивания 0 >> 0.
В реальных условиях для того, чтобы ча-
стица закреплялась на пузырьке в течение
небольшого времени их контакта, краевой
угол должен иметь минимально необходимое
значение, определяемое размером н свой-
ством поверхности частицы, размером пу-
зырька и характером движения пульпо-
воздушной смеси.
Некоторые минералы характеризуются
высоким значением краевого угла смачива-
ния, которое происходит без добавок спе-
циальных реагентов. Например, на тальке
краевой угол равен 70—90°, на сере 85—88°.
на молибдените 75—85°. Такие минералы
относятся к естественно флотируемым.
§ 2. Естественная
флотируемость минералов
При разрушении твердого тела, когда связи
между молекулами, атомами или ионами
разрываются, на его поверхности появляются
ненасыщенные связи.
Энергия взаимодействия между твердой
поверхностью и молекулами жидкости опре-
деляется характером связей, обнажающихся
при раскалывании твердого тела, что, в свою
очередь, зависит от его структуры. Поэтому
наличие естественной флотируемости обусло-
вливается характером этих связей или, в ко-
нечном счете, особенностями структуры твер-
дого тела,
Обнажение на поверхности минерала
сильных связей — ионных, металлических
п некомпенсированных ковалентных •—
приводит к полной смачиваемости водой и,
наоборот, тела, при раскалывании которых
на поверхности обнажаются преимущественно
слабые — молекулярные или сильные, но
взаимно компенсированные связи, — сма-
чиваются не полностью и характеризуются
естественной флотируемостью.
Зависимость между характером обнажа-
ющихся при раскалывании связей и смачи-
ваемостью минералов в общих чертах при-
ведена в табл. IV.I.
Естественной флотируемостью обладают
многие органические соединения (например,
углеводороды) и лишь очень немногие не-
органические соединения (сера, йод, гра-
фит, молибденит, тальк, борная кислота).
Различный характер связей, обнажа-
ющихся при раскалывании минералов, об-
условливает резкую разницу в естественных
флотационных свойствах. Тальк и слюда
имеют сходные кристаллические структуры.
Оба эти минерала •— слоистые силикаты,
кристаллы которых состоят из слоев кремне-
кислородных тетраэдров. Но тальк может
естественно флотироваться, так как слои
тетраэдров у этого минерала соединены сла-
быми молекулярными связями, а слюда
гидрофильна, так как у нее связь между сло-
ями кремнекислородных тетраэдров осуще-
ствляется за счет ковалентных и ионных сил.
Энергия межмолекулярного взаимодей-
ствия у различных соединений неодинакова.
Это и определяет разную естественную фло-
тируемость. При раскалывании кристаллов
Таблица IV, 1
Характер ненасыщенных связей поверхности и естественная флотируемость минералов
Характер связей, обн ажакицихся при раскалывал пи Особенности структуры кристаллов Примеры Наличие естественной флотируемости
Сильные (ионные, ме- таллические и неком- пенсированные кова- лентные) Кристаллические решетки мо- гут иметь различную структу- ру; элементы кристаллической решетки связаны друг с другом ковалентными, ионными или металлическими связями Барит, кальцит, кварц, полевые шпаты, слюда Не обладают
Взаимно компенсиро- Координационные кристалли- Галенит, сфале- Обладают
ванные ковалентные ческие решетки (типа PbS, ZnS), построенные из атомов, связанных сильными ионно-ко- валентными связями. На пло- скостях раскола (спайности) соседние атомы взаимно «гасят» свои оборванные связи рит, пирит слабой гидро- фобностью
Молекулярные и лишь в незначитель- ных количествах сильные Кристаллическая решетка по- строена из слоев атомов или ионов. Атомы, составляющие слои, связаны между собой сильными связями. Слои ре- шетки связаны молекулярными связями, которые в основном и обнажаются при раскалыва- нии кристалла. При разламы- вании слоев решетки частично возможно обнажение и силь- ных связей, однако их число незначительно Г рафцт, тальк, молибденит, бор- ная кислота Обладают
Молекулярные В узлах кристаллической ре- шетки находятся молекулы, связанные между собой слабы- ми молекулярными связями Сера, иод, пре- дельные углево- дороды Обладают
247
:еры п парафина в обоих случаях обнажаются
лишь молекулярные связи, но эти вещества
флотируются различно.
В некоторых случаях несмотря на то, что
при раскалывании обнажаются сильные
связи, минералы могут иметь естественную
флотируемость. Предполагают, например,
что галенит п некоторые другие сульфиды —
гидрофобии, Это можно объяснить тем, что
в поверхностном слое минерала происходит
«замыкание» соседних оборванных связей
металл — сера.
§ 3. Назначение
флотационных реагентов
Минералы могут успешно флотироваться при
помощи специальных реагентов, которые сор-
бируются на поверхности раздела твердое
тело — жидкость и на границе раздела
жидкость — воздух.
К первой группе реагентов относятся со-
биратели и многие модификаторы флота-
ции * (активаторы и депрессоры), ко вто-
рой — главным образом пенообразователи.
Собиратели (коллекторы) ухудшают сма-
чиваемость поверхности минералов водой,
что характеризуется увеличением краевого
угла смачивания (рис. IV.1) [19], и сокра-
щают время, необходимое для прилипания
частицы к пузырьку. Таким образом, соби-
ратели уменьшают разность от. г — от> ж
в уравнении (IV.2) и увеличивают скорость
прилипания частиц к пузырьку, т. е. по-
вышают гидрофобность поверхности мине-
ралов.
Действие собирателей в большинстве слу-
чаев недостаточно селективно и обычно при-
водит к флотации нескольких минералов.
Для выделения в пенный продукт какого-
либо одного или группы минералов при-
меняют реагенты-модификаторы. Модифика-
торы флотации регулируют действие соби-
рателей, усиливая или ослабляя его. Улуч-
шения условий взаимодействия собирателей
с поверхностью минералов достигают, при-
* Некоторые модификаторы флотации взаимо-
действуют с другими peaieiiTaMH в объеме жидкой
фазы пульпы или после взаимодействия с поверх-
ностью минерала переходят в объем жидкой фазы
в виде продуктов реакции.
Рис. JV.1. Краевые углы смачивания на галените
в растворах этилового кеднтогената калия после
40 — 60 мин контакта
Кмцентрация япшюРего ксая/мгеяаяш ха/шя,
мг/л
меняя активаторы. Для ухудшения или пол-
ного прекращения флотации во флотацион-
ную пульпу вводят дсп рессоры (подавители).
Действие депрессоров противоположно дей-
ствию собирателей: они улучшают смачива-
емость минералов водой — значение крае-
вого угла уменьшается до нуля или до такой
величины, когда прилипание частицы к пу-
зырьку неустойчиво и требуется значитель-
ное время их контакта.
Реагенты-пенообразователи применяют
для тонкого диспергирования вводимого во
флотационную машину воздуха и образова-
ния пены.
Некоторые собиратели обладают также
и свойствами пенообразователей (например,
жирнокислотные собиратели, алкилсуль-
фаты, амины). Это затрудняет регулирование
процесса, так как для лучшего ценообразо-
вания обычно требуется другая дозировка
реагента, чем та, которая необходима для
оптимальной гядрофобнзации поверхности
минеральных частиц.
К вспомогательным реагентам относятся:
регуляторы pH среды —- реагенты, изменя-
ющие концентрацию гидроксильных и
водородных ионов в пульпе; модификаторы
пены — реагенты, меняющие структуру пены
или гасящие ее. Очень часто регуляторы pH
среды являются также и модификаторами
флотации, а модификаторы пены — одновре-
менно и регуляторами pH, и модификаторами
флотации, так как эти реагенты во многих
случаях влияют на стабильность и, следова-
тельно, на структуру пены.
Применяемые при флотации реагенты часто
способствуют или препятствуют слипанию
минеральных частиц.
Образование агрегатов частиц в пульпе
называют флокуляцией или коагуляцией
частиц, а реагенты, вызывающие сл и панне
частиц — флокулянтами или коагулянтами,
Собиратели, некоторые депрессоры и акти-
ваторы также способны флокулировать или
коагулировать частицы. Электролиты, ши-
роко применяемые при флотации в качестве
модификаторов, могут служить как коагу-
лянтами, так и диспергаторами в зависимо-
сти от расхода и заряда, сообщаемого ими
частицам. В тех случаях, когда реагенты
плохо растворимы в воде и не образуют
стабильных эмульсий, применяют стабили-
заторы эмульсий, назначение которых —
повысить устойчивость эмульсий этих
реагентов (обычно собирателей, иногда пено-
образователей). В качестве стабилизаторов
эмульсий применяют непоногенные и ионо-
генные поверхностно-активные вещества
(алкилсульфаты, мыла, окепп роли л ирона н-
ные спирты и др,).
§ 4. Виды адсорбции
флотационных реагентов
В соответствии с природой сил, обеспечива-
ющих закрепление реагентов на поверхности
минералов, различают хемосорбцию и фи-
зическую адсорбцию.
248
Т а б л и Ц а IV.2
Уравнения, описывающие адсорбцию реагентов
Вид адсорбции Номер уравне- ния ’ Уравнение адсорбции Условия применения Примеры
Гетерогенная хи- мическая реакция I . , 1 Образование повой фазы Сульфидизация це- руссита и малахита сернистым натрием. Взаимодействие ксантогенатов с окисленными ми- нералами свинца
Обменная адсорб- ция ПОНОВ II г!м‘/4"4 = Уравнение описы- вает любой обмен ионов на однород- ной поверхности раздела фаз Десорбция ксацто- гепат-иола серни- стым натрием. Об- мен трпдедилат ионов с гидроксиль- ными на флюорите. Адсорбция ионов меди и серебра при активации сфале- рита в кислой среде
Потенниалопреде- ляющая (избыточ- ная) адсорбция одного из соб- ственных или изо- морфных ионов по сравнению с дру- гими во внутрен- ней обкладке ДЭС III Л" - g ± й ig Ci У равнение справед- ливо при адсорбции без вытеснения дру- гих ионов (выводит- ся из уравнения Нернста) Адсорбция ионов свинца или суль- фата англезитом
Вторичная адсорб- ция (обмен ионов во внешней об- кладке ДЭС) IV л- = 2rCt exp [—Г/ЯТ] Знак заряда сорби- руемого иона реа- гента должен быть противоположен зна- ку заряда поверх- ности минерала Адсорбция амина кварцем при рН<^ < 7
V Ig Л “ m ± q Ig C2 (1g Л = fi = qpH) Выводится из урав- нения II при усло- вии Г2 > 1\; Г2 const; (Д --- const Влияние pH среды на активацию бе- рилла и кварца иопами кальция
Адсорбция моле- кул на границе двух фаз VI л = = KfimaxCi/(l +*Ci) Хемосорбция и фи- зическая адсорбция молекул Адсорбция пенооб- разователя на гра- нице жидкость— газ
У слови це обозначения: ДЭС — двойной электрический слой; Л' — константа рав-
новесия; и Li — произведен ня растворимости твердых фаз до и после взаимодействия минерала с реа-
гентом; С, и С2 — равновесные концентрации обмеривающихся ионов (или молекул); а, Ь, с и d —
стехиометрические коэффициенты гетерогенной химической реакции реагента с минералом; УД и Г> —
величины адсорбции обменивающихся ионов; ц, и п-3 — валентности обменивающихся ионов; g — ве-
личина адсорбции потецциалопрсделяющих ионов при концентрации их в растворе, равной единице;
/1 - постоянная, зависящая от температуры и валентности ионов; г — радиус адсорбируемого иона;
р/ _ работа переноса ионов реагента из бесконечности (объем раствора) к поверхности минерала ( W
— пх ф F 1Ф, где ф — потенциал ДЭС; F— число Фарадея; I - число ассоциирующихся групп СНг;
<Т> — работа когезии одной группы СН2); т — постоянная, зависящая от константы равновесия; q —
постоянная (теоретическое значение q — /ц/Пг).
249
Хемосорбция ионов или молекул приводит
к образованию поверхностных химических
соединений, т. е. сопровождается перестрой-
кой электронных оболочек связывающихся
атомов.
Физическая адсорбция обусловлена про-
явлением сил межмолекулярного взаимодей-
ствия: электростатических (взаимодействие
ионов и постоянных диполей), индукционных
(взаимодействие постоянных и наведенных
диполей) и дисперсионных (взаимодействие
мгновенных диполей, возникающих вслед-
ствие движения электронов вокруг ядер),
т. е. при физической адсорбции атомные
группы в основном сохраняют индивидуаль-
ную электронную структуру и микросвой-
ства.
Разница между этими видами адсорбции
может быть в первом приближении оценена
по величине энергии связи. При хемосорбции
она меняется от нескольких до 420 кДж/моль,
при физической адсорбции — от десятых
долей до нескольких кДж/моль, в отдельных
случаях — до 84 кДж/моль. Промежуточное
значение имеет водородная связь, предста-
вляющая собой слабую химическую связь,
энергия которой колеблется в пределах
4—33 кДж/моль. Характер связи реагента
с минералом обнаруживается по инфракрас-
ным и электронным спектрам.
Зависимость адсорбции реагента от его
равновесной концентрации может выра-
жаться различными уравнениями того или
Другого вида адсорбции. Однако многие
реагенты сорбируются, образуя различные
виды связи. Поэтому, а также ввиду неодно-
родности поверхности, наличия более двух
конкурирующих ионов и других осложнений
для описания реальных процессов сорбции
флотационных реагентов на поверхности
раздела фаз в лабораторной практике при-
меняются лишь некоторые уравнения
(табл. LV.2) [71].
Адсорбцию реагентов-пенообразователей
на границе жидкость — воздух удобнее рас-
считывать по уравнению Гиббса, в котором
учитывается поверхностное натяжение,
его легко измерять:
Г = — Сдаж.г/ЯТдС, (IV.3)
где С — концентрация вещества; R — газо-
вая постоянная; Т — абсолютная темпе-
ратура.
§ 5. Механизм действия
флотационных реагентов
Собиратели
Собиратели подразделяются на анионные,
катионные (ионогенные) и неионогепные.
В качестве ионогенных собирателей приме-
няют органические соединения, имеющие
гетерополярное строение молекул, одна часть
которых представляет собой группу, обеспе-
чивающую возможность закрепления со-
бирателя на поверхности минерала (поляр-
ная группа); другая (аполярная) часть моле-
250
кулы, представляющая собой углеводород-
ный радикал, обусловливает необходимую
для флотации гидрофобизацию минеральной
поверхности.
С увеличением длины углеводородного ра-
дикала до некоторого предела гидрофобизи-
рующее действие собирателя увеличивается.
При дальнейшем увеличении длины радикала
растворимость собирателя резко падает. Од-
нако для ионогенных собирателей разных
типов оптимальная длина углеводородного
радикала может резко отличаться не только
в зависимости от растворимости самого соби-
рателя, но также и от растворимости поверх-
ностного соединения, образующегося при
взаимодействии собирателя и минерала.
В зависимости от длины углеводородного
радикала собирателя и степени гидрофиль-
ности минерала плотность сорбционного слоя
собирателя, обеспечивающая успешную
флотацию, изменяется от сотых долей до
примерно х'2 условного монослоя.
В качестве неионогенных собирателей при-
меняют гетерополярные и аполярные
органические соединения.
Анионными собирателями
называются такие, у которых углеводород-
ный радикал входит в анион. В зависимости
от того, как присоединен «кислотный водород»
(или металл) к углеводородному радикалу
(через кислород или через серу), собиратели
разделяют соответственно на сульфгидриль-
ные н оксигидрильные: к сульфгидрильным
собирателям относятся — ксантогенаты, мер-
каптаны, диалкил- и Диарилтиофосфаты,
дитиокарбаматы и др., а к оксигидрильным —
жирные кислоты и их мыла, алкилсуль-
фаты, алкил- и арилсульфонаты.
К сульфгидрильным собирателям можно
отнести и гетерополярные собиратели, кото-
рые при обычных pH являются иеионогеп-
ными (например, тиопокарбаматы и другие
тиоамиды) и диссоциируют лишь при,повы-
шенных pH (порядка 9—12). Область при-
менения сульфгидрильных собирателей —
флотация сульфидов и сульфидцзпрованных
окисленных минералов меди, свинца и цинка.
Область применения оксигидрильных со-
бирателей — флотация несульфидных ми-
нералов.
Считается [71, 46], что для создания гидро-
фобных покрытий при помощи анионных
собирателей типа ксаитогенатов и жирных
кислот необходимо, чтобы анион собирателя
образовывал с катионом минерала более
прочные соединения, чем ранее существовав-
шие на его поверхности.
Установлено, что ионы собирателя могут
сорбироваться поверхностью минерала
даже из растворов, не насыщенных ионами
по отношению к тому объемному соединению,
которое может образоваться в виде новой
фазы на поверхности минерала в результате
действия собирателя. Такая фиксация соби-
рателя объясняется его хсмосорбционным.
закреплением, поскольку хемосорбция
возможна при весьма малых концентрациях
сорбируемого вещества. Образование по-
верхностных химических соединений, на-
пример, труднорастворимых мыл па поверх-
ности окисленных минералов при взаимодей-
ствии их с иопами жирной кислоты, подтвер-
ждается данными инфракрасной спектроско-
пии. Предполагается, что, сорбируясь на
поверхности минерала, анион собирателя
замещает аниоп минерала
Возможность обменного химического
взаимодействия чистых сульфидных минера-
лов с собирателями типа ксантогенатов при
обычных их расходах практически исклю-
чается, так как сульфиды гораздо менее рас-
творимы, чем, например, ксантогенаты соот-
ветствующих металлов. Поэтому многие
исследователи считают, что для флотации
сульфидных минералов кса итоге натамн
необходимо частичное окисление поверхно-
сти. Это подтверждается отсутствием флота-
ции галенита и халькопирита в условиях,
исключающих возможность их окисления
[64].
Продукты окисления сульфидов, связан-
ные с кристаллической решеткой минерала,
замещаются анионом ксантогената с обра-
зованием сульфидо-ксантогенатов. При
более глубоком окислении сульфидных ми-
нералов образуются полные ксантогепаты
металлов, отслаивающиеся от поверхности,
Хсмосорбционные поверхностные со-
единения, образующиеся из ионов собира-
теля и попов кристаллической решетки ад-
сорбента, являются как бы зародышем новой
фазы. Если концентрация ионов достигает
значений, соответствующих произведению
растворимости соответствующего объемного
соединения, возможно образование новой
фазы.
Хемосорбцию можно рассматривать с по-
зиций образования поверхностных коорди-
национных соединений, связь в которых
осуществляется за счет перекрывания за-
полненной молекулярной орбитали донор-
ного атома реагента со свободной орбиталью
металла минерала. Для образования прочной
связи необходима близость энергий и сим-
метрии молекулярных орбиталей реагента
н минерала. С этих позиций считается, что
наиболее эффективным для сульфидных ми-
нералов должно быть взаимодействие с s-до-
норными реагентами, т. е. с сульфгидриль-
ными собирателями (ионогенными и не-
ионогенными), а для нссульфидных (окислен-
ных) минералов — с о-донорными реаген-
тами, например, оксигпдрилышми собирате-
лями.
При адсорбции поногенных собирателей
на поверхности минералов необходимое
условие для сохранения электронейтраль-
ности — обмен с ионами, имеющимися на
поверхности минерала. С этой точки зрения
понятна необходимость предварительного
окисления сульфидных минералов для сорб-
ции сульфгидрильных собирателей.
Склонность сульфидных минералов к окис-
лению объясняется способностью 3sp орбита-
лей серы перекрываться с вакантными орби-
талями кислорода с образованием а-связи
и дативной л-связи, что приводит к образо-
ванию более полярной связи и благоприят-
ствует последующему обмену с ионогенными
собирателями.
Некоторые авторы рассматривают хемо-
сорбцию как взаимодействие жестких и мяг-
ких кислот и оснований Льюиса. Согласно
этой теории, металлы относятся к кислотам,
а реагенты — к основаниям, и жесткие кис-
лоты взаимодействуют предпочтительно
с жесткими основаниями, и мягкие кислоты —
с мягкими основаниями. В соответствия
с предложенной Пирсоном классификацией
катионов наиболее эффективное взаимодей-
ствие оксигидрильных собирателей, отно-
сящихся к жестким основаниям, должно
происходить с минералами, содержащими
такие катионы, как Fe3+, NbB>, Та5+, Ве2+,
Mg2 + , Са24-, относящиеся к жестким кисло-
там.
Наряду с сорбцией ионов на поверхности
минералов возможна также сорбция собира-
теля в молекулярной форме. Так, при обра-
ботке ионогенными собирателями лимо-
нита, гематита, активированного катионами
кварца, флюорита и других несульфидных
минералов в их инфракрасных спектрах
наблюдались полосы, соответствующие
ионной и молекулярной формам закрепления
собирателя. В спектрах обработанного ксан-
тогенатом сфалерита, активированного иона-
ми меди, были обнаружены полосы погло-
щения, свидетельствующие о наличии
ксантогената и диксантогена, Результаты
этих экспериментов подтверждают наличие
двух форм закрепления собирателей на по-
верхности минералов. При этом сорбция
ксантогената на многих сульфидах практи-
чески необратима, а олеат частично удаляется
с несульфидных минералов водой,
Молекулы собирателя могут закрепляться
силами Ван-дер-Ваальса как на свободных
участках поверхности минерала, так и на
ранее закрепившемся собирателе. При этом
молекулы собирателя, например олеиновой
кислоты и Диксантогенида, после адсорбции
могут химически взаимодействовать с поверх-
ностью минералов (в том числе с образова-
нием связи координационного типа).
Роль различных форм фиксации собира-
теля в процессе гидрофобизации минералов
при флотации анионными собирателями еще
недостаточно выяснена. Одни исследователи
считают, что сорбция собирателей в молеку-
лярной форме является стадией, не определя-
ющей флотацию, и что гидрофобизация
в основном обусловлена сорбцией ионов со-
бирателя [46]. Другие полагают, что хемо-
сорбция анионов представляет собой необхо-
димую начальную фазу фиксации собира-
теля, а его последующее закрепление в мо-
лекулярной форме (олеиновой кислоты и
диксантогенида) на участках поверхности,
покрытых хемосорбционным собирателем,
вызывает эффективную гидрофобизацию
поверхности. Обе точки зрения объединяет
утверждение о необходимости образования
поверхностных химических соединений
для успешной флотации минералов анион-
ными собирателями типа ксантогенатов и
жирных кислот.
251
время Крит о кто, с
Рис. IV.2. Кинетика сорбции этилового ксанто-
гената галенитом при расходе собирателя 50 (/)
и 1000 г/т (2)
В тех случаях, когда поверхность мине-
рала не заряжена или ее заряд сравнительно
мал и электрическое поле не препятствует
сорбции молекул поверхностно-активных
веществ, они достаточно прочно закрепляются
па минеральной поверхности. В качестве
собирателя в таких случаях могут быть
использованы неионогенные вещества, на-
пример высокомолекулярный спирт.
Кинетика сорбции этилового ксантоге-
ната галенитом и олеата гематитом, мартитом
и магнетитом при разном расходе собирате-
лен показана на рис. IV.2 н IV.3 [711, нз
которых следует, что около 90 % всего сор-
бированного ксантогената поглощается
в течение первой минуты; олеат сорбируется
с меньшей скоростью.
Катионными с о б и-p а т е л я м и
называются такие, у которых углеводород-
ный радикал входит в катион, К ним в основ-
ном относятся амины и четвертичные аммони-
евые основания,
Катионные собиратели используются
преимущественно при флотации силикатов,
алюмосиликатов и растворимых солей; но
они могут применяться и при флотации
других минералов. Механизм действия ка-
тионных собирателей иа минералы изучался
Рис, IV.3. Кинетика сорбции олеата магнетитом
(/) и гематитом (2) (расход олеата натрия 100 г/т,
PH 6,3)
преимущественно на примере высших алкил-
аминов, причем были высказаны различные
точки зрения, Одни исследователи считают,
что взаимодействие аминов с минералами
носит химический характер п что это выра-
жается в обмене катиона амина на катион
минерала пли в образовании комплексного
соединения амина с катионом минерала.
Другие полагают, что молекулы амина могут
сорбироваться в результате взаимодействия
диполей собирателя с поверхностью мине-
ралов, сорбция же ионов возможна под
действием кулоновских сил во внешней об-
кладке двойного электрического слоя [19,
38, 71, 92].
В обоих случаях предполагается, что проч-
ность адсорбции усиливается дисперсионным
взаимодействием углеводородных радикалов
при плотной упаковке молекул или ионов
амина на поверхности минералов [92[. Не-
которые авторы обращают внимание на необ-
ходимость определенного соответствия ра-
диусов катионов амина и решетки минерала
при флотации растворимых солей [92 [.
Помимо рассмотренных видов взаимодей-
ствия возможно закрепление амина на по-
верхности минералов за счет водородных
связей, например, связывания иона или
молекулы амина с водородом гидроксила
в решетке минерала (для силикатов) или
водорода амина с серой решетки минерала
(для сульфидов).
Форма закрепления амина на минерале
определяется также состоянием амина в вод-
ном растворе. Изучение инфракрасных спек-
тров поглощения лаурилампна, адсорби-
рованного на кварце, свидетельствует о нали-
чии корреляции между состоянием лаурил-
амина в растворе и формой, в которой он
адсорбируется на поверхности кварца. На-
пример, до pH 10-10,5 наблюдаются обе
формы сорбции амина, а при pH )> II на
поверхности фиксируются только молекулы
амина. Существуют различные мнения о том,
при какой форме закрепления амина — ион-
ной пли молекулярной — флотация проходит
более эффективно,
Одни исследователи считают, что собира-
тель, закрепленный в ионной форме, имеет
большее гидрофобизируюшее действие [71 ],
другие — придерживаются противоположной
точки зрения. Возможно также, что флоти-
руемость определяется лишь плотностью ад-
сорбционного слоя амина на поверхности
минерала и не зависит от того, создается лл
этот слой сорбцией ионов или молекул.
К неионогенным с о б и р а те-
л я м относятся соединения гетерополяр но го
строения, плохо диссоциирующие в воде,
п аполярные собиратели.
К нецоногенным собирателям гетерополяр-
него строения относятся диксантогениды,
эфиры ксантогеповых кислот, тионокар-
баматы и др
Аполярные собиратели применяют при
флотации минералов с естественной флотиру-
емостью (угля, серы, графита, молибденита),
а также при флотации различных руд в ка-
честве дополнительных гидрофобизаторов
252
совместно с анионными и катионными соби-
рателями.
Аполярные собиратели плохо раство-
ряются в воде и обычно подаются в пульпу
в виде эмульсий различной степени дисперс-
ности. При столкновении капелек эмульсии
с гидрофобной поверхностью минерала ка-
пельки закрепляются на ней в виде отдель-
ных линз [38]. Аполярные масла на поверх-
ности гидрофобных минералов закрепляют-
ся за счет сил Ван-дер-Ваальса.
Столкновение омасленной частицы с пу-
зырьком приводит к слиянию линз и образо-
ванию сплошной пленки собирателя под
пузырьком, причем большая часть масла со-
бирается у трехфазного периметра контакта
[38].
Диксаитогениды применяются при фло-
тации некоторых металлов, а также могут
быть использованы в качестве собирателей
сульфидов. При взаимодействии диксанто-
генида с сульфидами или металлами проис-
ходит восстановление динсаитогенида и
образование ксантогената соответствующего
металла и коадсорбция избытка диксанто-
генида. Для флотации сульфидов совместно
с ксантогепатами или самостоятельно могут
применяться тионокарбаматы и эфиры ксан-
тогеновых кислот, которые более селективны,
чем ксантогснаты.
Модификаторы флотации
В качестве модификаторов флотации исполь-
зуются органические и неорганические
соединения. Органические модификаторы
разделяются на низкомолекулярные (моле-
кулярная масса ниже 3000—5000) и высоко-
молекулярные.
Органические модификаторы могут быть
анионными, катионными, амфолитными и не-
поногенными. В молекулах неионогенных
высокомолекулярных модификаторов со-
держатся неионогенные полярные группы.
Активаторы*. Активация может
происходить при сорбции на поверхности
минеральных частиц катионов, способству-
ющих более прочному закреплению анионных
собирателей. Так активируют флотацию сфа-
лерита и многих силикатных минералов ани-
онным собирателем.
Неактпвированный сфалерит плохо фло-
тируется этиловым и бутиловым ксантоге-
натами. В этом случае неактивированпый
сфалерит, хотя и сорбирует ксантогеиат
из раствора, однако прочность закрепления
собирателя незначительна: 40—60 % за-
крепившегося ранее ксантогената при
разбавлении остаточного раствора в 10 раз
отмывается с поверхности сфалерита [71].
Объясняется это тем, что при сорбции ксан-
тогената неактивироваиным сфалеритом
на его поверхности образуется относительно
* Деление модификаторов на активаторы и
депрессоры условно, так как в зависимости от
природы минерала, условий опыта, а иногда и
от расхода модификатора один и тот же реагент
может выполнять функции активатора или де-
прессора.
Рис. IV.4. Флотация Сфалерита к сорбция эти-
лового ксантогената и меди при переменном
расходе медного купороса (расход этилового ксан-
тогената калия 50 г/т, соснового масла — 20 г/т>:
} — флотация; 2, 3 — сорбция соответственно,
ксантогената и меди
хорошо растворимый этилксантогенат цин-
ка. Остающийся после отмывки собиратель
в количестве 30 % и более условного моно-
слоя не обеспечивает успешной флотации
цинковой обманки [71].
При активации сфалерита сульфатом меди
иоцы цинка кристаллической решетки мине-
рала замещаются ионами меди; кроме того,
возможна сорбция СиОН+ и Сп(ОН)2 на по-
верхности сфалерита. Это повышает сорбцию
ксантогената, увеличивает прочность его за-
крепления и приводит к существенному росту
извлечения цинковой обманки (рис. IV.4)
[71].
Повышение сорбции ксантогената акти-
вированным сфалеритом и резкое улучшение
его флотируемости объясняются образова-
нием ксантогената меди, значительно менее
растворимого, чем ксантогеиат цинка.
Некоторые силикатные минералы плохо
флотируются жир но кислотными собирате-
лями без предварительной активации кати-
онами тяжелых и щелочноземельных метал-
лов. Чистый кварц, например, сорбирует
олеат из растворов, однако прочность за-
крепления этого собирателя на поверхности
минерала настолько мала, что в этом случае
флотация отсутствует. Из результатов опытов
инфракрасной спектроскопии известно, что
анионный собиратель на неактивированном
кварце закрепляется в молекулярной форме.
Активация кварца, полевого шпата, бе-
рилла и других минералов катионами каль-
ция, бария, железа приводит к повышению
сорбции олеата и увеличению прочности его
закрепления на поверхности минералов, что
обеспечивает их флотируемость (рис. IV.5).
При этом на активированных катионами си-
ликатах собиратель сорбируется в основном
в ионной форме.
Активирующее действие, приводящее
к эффективной и прочной сорбции анионного
собирателя, могут оказывать также и ани-
оны. Например, сульфидину ион активирует
флотацию ксантогенатами окисленных мн-
253.
Рис. 1V.5. Флотация полевого шпата и сорбция
олеата и железа при переменных расходах железа
(расход олеата натрия 500 г/т):
t — флотация; 2, 3 — сорбция соответственно
олеата л железа
нералов некоторых цветных металлов. На
сульфидных минералах, подвергнутых
глубокому окислению, образуются ксанто-
генаты металлов, легко отслаивающиеся от
их поверхности. Диалогично ведут себя не-
Рис. IV.6, Флотация церуссита и сорбция этило-
вого ксантогената при переменных расходах
сернистого натрия (расход этилового ксантоге-
ната калия 50 г/т, соснового масла 20 г/т):
.7 — флотация; 2 — сорбция
Расход Сернистого натрия, г/т
которые окисленные минералы цветных
металлов. Церуссит, малахит, англезит фло-
тируются ксантогенатами лишь при боль-
шом расходе последних; окисленные мине-
ралы цинка при любом расходе ксантогенатов
практически не флотируются.
При обработке указанных минералов сер-
нистым натрием карбонатные и сульфатные
ионы решетки минералов частично заме-
щаются сульфидными и гидросульфидными
ионами на определенную глубину, В дальней-
шем эти минералы взаимодействуют с ксанто-
генатом так же, как сульфиды. Окисление
сульфидных ионов на поверхности и образо-
вание сульфидо-ксантогенатов возможно
только после резкого снижения концентра-
ции сульфидных н гидросульфидных ионов
в объеме раствора, при которой возможна
сорбция ионов ксантогената.
Сульфидизация окисленных минералов
приводит к резкому увеличению сорбции
анионного собирателя и прочности его за-
крепления, что значительно улучшает фло-
тируемость минералов (рис. IV.6) [71],
Активация флотации может быть также
обусловлена удалением с поверхности
минералов ионов или групп атомов, препят-
ствующих сорбции собирателя минералом.
Если сорбция собирателя определяется
силами электростатического взаимодей-
ствия, некоторые реагенты активируют фло-
тацию, изменяя заряд поверхности минерала,
и тем самым повышают количество сорбиро-
ванного собирателя. Например, с повышением
концентрации гидроксильных ионов отри-
цательный заряд силикатных минералов воз-
растает и сорбция ионов амина увеличи-
вается.
Депрессоры. Депрессия минералов
при флотации может быть осуществлена тремя
способами; I) вытеснением собирателя
с поверхности минерала или созданием усло-
вий, препятствующих сорбции собирателя;
2) образованием на поверхности минерала
гидрофильных покрытий, перекрывающих
эффект гидрофобизирующего действия сор-
бированного собирателя; 3) сочетанием
первых двух способов.
К числу реагентов, подавляющих флота-
цию сульфидов анионным собирателем пер-
вым из указанных способов, относятся сер-
нистый натрий, цианиды щелочных металлов,
простой и комплексные цианиды цинка.
Различные кислоты подавляют флотацию
силикатов и других минералов, также резко
снижая сорбцию анионного собирателя,
Депресси рующее действие сернистого
натрия на флотацию сульфидов объясняется
тем, что в результате его активного взаимо-
действия с продуктами окисления на поверх-
ности минерала образуется пленка сульфида
тяжелого металла, препятствующая взаимо-
действию с ксантогенатом. На рис. IV.7
видно, что при определенном расходе серни-
стого натрия поглощение этилового ксанто-
гената и, соответственно, извлечение гале-
нита при флотации начинают уменьшаться
до полного прекращения сорбции н флота-
ции [71]. Сернистый натрий также десорби-
254
рует ранее закрепившийся на поверхности
сульфидов ксантогенат.
Возможен и несколько иной механизм
депресси рующего действия сернистого на*
трия, если исходить из определяющей роли
диксантогенида при флотации сульфидных
минералов ксантогенатами. В этом случае
подавление флотации галенита в среде сер-
нистого натрия может быть объяснено не
только уменьшением плотности сорбционного
слоя собирателя на поверхности минерала,
но в основном восстанавливающим действием
сульфидизированной поверхности галенита
по отношению к диксантогениду и резким
уменьшением вследствие этого в сорбционном
слое «доли» физически сорбированного ди-
ксантогенида.
При действии сернистого натрия необхо-
димо поддерживать его определенную кон-
центрацию в пульпе для сохранения депрес-
сия сульфидов. Это вызвано высокой
окисляемостью ионов HS" и S2-.
Депрессирующее действие цианидов ще-
лочных металлов на активированный медью
сфалерит н халькопирит объясняется удале-
нием ионов меди из поверхностного слоя
минералов [71].
Величина сорбции цианида на сфалерите
и халькопирите составляет всего 2—3 %
условного монослоя, причем цианид сорби-
руется значительно менее прочно, чем соби-
ратель. Депрессирующее действие циани-
стого калия нс обусловлено сорбцией циа-
нида; определяющее значение имеет вы-
щелачивание ионов меди в раствор [71],
так как количество собирателя, удаленного
с поверхности минералов, значительно боль-
ше, чем количество сорбированного при этом
цианида.
Отсутствие депрессии вторичных сульфи-
дов меди цианистым калием объясняется тем,
что в этом случае происходит глубокое рас-
творение минералов без существенного изме-
нения поверхностного слоя.
Для эффективного подавления флотации
сульфидов применяется смесь цианида калия
п цинкового купороса в различных молярных
соотношениях, обеспечивающих образова-
ние труднорастворимого цианида цинка
Zn(CN)2 либо при избытке цианида раствори-
мой комплексной соли K2Zn(CN)4. Депресси-
рующее действие комплексной соли и циа-
нида цинка, как и цианидов щелочных метал-
лов, объясняется удалением меди с поверх-
ности минералов и не связано с сорбцией
циансодержащих соединений [71].
При дезактивирующем действии комплекс-
ной соли происходит ее разрушение, причем
ионы меди и железа кристаллической решетки
минерала замещаются цинком комплексной
соли и переходят в раствор, образуя более
устойчивые соединения типа KCu(CN)2.
Аналогично н действие цианида цннка, кото-
рый при pH > 8 распадается на комплексную
соль типа KZn(CN)3 и гидроокись цинка
(в содовой среде — основной карбонат
цинка). Эта комплексная соль также обра-
зует более устойчивые соединения с ионами
меди и железа решетки минерала [71 ].
Рис, IV.7. Флотация галенита и сорбция этилового
ксантогената при переменных расходах серни-
стого натрия (расход этилового ксантогената-
калия 50 г/т, соснового масла 20 г/т):
I — флотация; 2 — сорбция
При действии комплексной соли KaZn(CN)4
и цианида цинка минералы сорбируют цинк
в значительных количествах. Сорбция цинка
предохраняет поверхность минералов от
дальнейшего быстрого растворения (что
особенно важно для вторичных сульфидов),
благодаря чему в растворе остается достаточ-
ное количество депрессора для поддержания
устойчивой депрессии. Поэтому во многих
случаях комплексная соль и цианид цинка —
более эффективные депрессоры, чем циани-
стый калий. Несколько меньшая эффектив-
ность депрессии при действии цианида цинка
по сравнению с KaZn(CN)4 связана с более
слабой дезактивацией поверхности. На прак-
тике, когда применяют цианиды щелочных
металлов и цинковый купорос в соотноше-
ниях, при которых в пульпе образуется
цианид цинка, в содовой среде образуется
дополнительный депрессор — основной кар-
бонат цинка, который гидрофи л из и рует ми-
нералы.
При обогащении полиметаллических руд
цианиды щелочных металлов и цинковый
купорос используются для депрессии медных
минералов при разделении свинцово-
медных концентратов.
Обработка силикатных минералов кисло-
тами дезактивирует их поверхность вслед-
ствие вытеснения катионов металлов ионами
гидроксония, при этом сорбция собирателя
уменьшается и флотируемость ухудшается.
Активирующие катионы с поверхности не-
сульфидных минералов могут быть десорби-
рованы реагентами, связывающими катионы
в объеме раствора в прочные соединения.
Результат этого — переход катионов с по-
верхности в раствор, уменьшение сорбции
собирателя и подавление флотации (анало-
гично действию цианидов на сфалерит п
халькопирит).
Значительная часть депрессоров пода-
вляет флотацию минералов, не вытесняя
собиратель с их поверхности. Так, депрессия
галенита хроматом калия не сопровождается
уменьшением сорбции ксантогената. При
очень высоком расходе хромата последний
255
Расход феррицианида калия K3[Fe<CNl*e] ,г/т
Рис. IV.8. Сорбция бутилового ксантогената и
K:f LFe(CN)s] борнитом и халькозином, отмытыми
от поверхностных окисленных соединений, при
различных расходах феррицианида калия (расход
бутилового ксантогената калия 100 г/т):
1, 2 — сорбция бутилового ксантогената соот-
ветственно халькозином и борнитом; 3. 4 сорб-
ция Lb'e (CN)(I J халькозином и борнитом
вьмееняет с поверхности ксантогепат, но
депрессия галенита наступает при небольшом
расходе .хромата, когда плотность сорбцион-
ного слоя собирателя нс изменяется. Депрес-
спрующее действие хромата калия на галенит
объясняется тем, что ноны хромата, сорби-
руясь на свободных от собирателя участках
поверхности галенита, образуют хромат
свинца, который гидрофилизирует поверх-
ность галенита, перекрывая эффект гидро-
фобнзации, создаваемый ксантогенатом.
Депрессия галенита при действии трех-
замещенного фосфата натрия * также обусло-
влена гидрофнлизирующим действием ионов
РО.З-, образующих труднорастворимый фос-
фат свинца. При этом гидроксильные ионы,
образующиеся в результате гидролиза фос-
фата натрия, оказывают дополнительное деп-
рессирующее действие.
Халькопирит, борнит, халькозин и сфа-
лерит сорбируют хромат калия и трехзаме-
щенный фосфат натрия в значительно мень-
ших количествах, чем галенит, и их флотация
не подавляется. С применением указанных
реагентов можно отделить галенит от акти-
вированного сфалерита и сульфидов меди.
Исследование причин подавления флота-
ции борнита и халькозина феррицианидом
калия показало, что закрепление ферри-
цианида на поверхности минералов не со-
провождается десорбцией собирателя
(рис, IV.8) [71]. Загрузка феррицианида
калия в пульпу, содержащую ионы тяжелых
металлов (меди или железа), приводит к об-
разованию тончайших кристаллических
частиц смешанных феррицианидов меди
и калия или железа в калия. При налипании
частиц смешанных феррицианидов па
поверхность минерала катионы калия, вхо-
дящие в состав феррицианида, замещаются
катионами тяжелых металлов минерала.
Селективность деп рессцрующего действия
феррицианидов объясняется тем, что они
сорбируются лишь при соответствии кри-
* Депрессия галенита трех заме щепным фо с -
фатом, как и действие многих других депрессо-
ров, происходит не всегда, а лишь в определен-
ных условиях,
256
сталлнческих структур подавителя и поверх-
ностного слоя минералов [71]. В случае
борнита и халькозина, когда есть такое соот-
ветствие кристаллических структур, фло-
тация этих минералов подавляется, а в слу-
чае галенита,сфалерита и пирита,когда такое
соответствие отсутствует, сколько-нибудь
существенной сорбции депрессора на ука-
занных минералах не происходит,
В некоторых случаях при обезжелсзнении
и обезмеживанип цинкового концентрата для
депрессии сфалерита применяется цинковый
купорос н содовой среде (pH 7—8). Исследо-
вание продуктов взаимодействия сульфата
цинка с содой при помощи рентгено-струк-
турного анализа и инфракрасных спектров
показало, что образующийся тонкодисперс-
ный осадок представляет собой основной кар-
бонат щшка. Его депрссспрующее действие
на сфалерит также нс связано с вытеснение.м
с поверхности сфалерита собирателя. Депрес-
сия сфалерита обусловлена налипанием тон-
кодисперсного осадка на поверхность ми -
нсрала.
Депрессия минералов катионами много-
валентных металлов обьнсняется образова-
нием гидроокисей многовалентных металлов
и их налипанием на поверхность минерала.
Депрессирующес действие высокомолеку-
лярных органических полимеров — крах-
мала, декстрина, карбоксиметилцеллюлозы
и других, содержащих большое число поляр-
ных групп, прочно удерживающих моле-
кулы воды, обусловлено гидрофилнзацией
поверхности минералов при закреплении на
ней этих соединений. При этом действие
полимера перекрывает действие собирателя,
так как размеры гидрофильных молекул
полимера значительно превышают размеры
углеводородных радикалов собирателей.
Высокомолекулярные депрессоры в боль-
шинстве случаев прочно закрепляются на
поверхности минералов. В различных си-
стемах полимер закрепляется на поверхности
минеральных частиц вследствие электро-
статического притяжения, водородной
связи, дипольного взаимодействия и, воз-
можно, ковалентной связи,
Влияние полимеров на сорбцию собира-
теля зависит от типа применяемого собира-
теля, Так, крахмал и карбоксиметилцеллю-
лоза не влияют на сорбцию этилового ксанто-
гената борнитом и галенитом (полимер вво-
дили в пульпу до и после собирателя)
(рис. IV.9), хотя оба минерала эффективно
депрессируются. Аналогичные результаты
получаются при флотации аминами, однако
сорбция олеата в присутствии крахмала зна-
чительно снижается. Максимальная сорбция
крахмала происходит в кислой среде. На
сорбцию крахмала существенно влияет лишь
ксантогенат, который способен даже вытес-
нять сорбированный минералом крахмал.
Сорбция крахмала силикатами и окнелами
активируется в присутствии катионов каль-
ция, магния н железа.
Депрессирующее действие некоторых
реагентов обусловлено как вытеснением со-
бирателя с поверхности минерала, так и
Таблица IV.3
Критические значения pH раствора
этилового ксантогената калия
(концентрация раствора 25 мг/л)
Минерал Комн ат - ная тем- пература 10 °C 35 °C
Сфалерит — — —,
Пирротин 6,0 — —
Арсенопирит 8,4 — -—
Галенит 10,4 10,8 9,7
Пирит 10,5 10,2 10,0
Марказит 11,0 — —
Халькопирит 11,8 13,0 10,8
Ковеллин 13,2 — —
Сфалерит (активи- рованный) 13,3 — —
Борнит 13,8 -— —
Тетраэдрит 13,8 — —
Халькозин 14,0 — '—
гидрофилизацией в результате сорбции деп-
рессоров на свободных участках поверхности
минерала. К такого рода депрессии можно
отнести подавление некоторых минералов
гидроксильными ионами.
Существует определенная зависимость
между pH жидкой фазы пульпы и расходом
ксантогената при флотации сульфидов.
В табл. IV.3 приведены критические значе-
ния pH, при превышении которых пузырек
воздуха не прилипал к минеральным граням,
обработанным раствором этилового ксанто-
гената калия. Это можно объяснить конку-
ренцией между ионами ксантогената и гидро-
ксила на поверхности сульфидов или подавле-
нием реакции образования диксантогенида,
который, как полагают, необходим для успеш-
ной флотации сульфидов.
На рис. IV. 10 показана зависимость фло-
тации галенита и сорбции этилового ксанто-
гената на его поверхности от pH среды,
создаваемой едким натром [71 ]. Увеличение
концентрации гидроксильных ионов умень-
шает плотность адсорбционного слоя собира-
теля, ухудшает флотацию. Такие же резуль-
таты получены при использовании вместо
едкого натра соды [71]. Таким образом,
определяющее значение имеет концентрация
ионов гидроксила. Однако при применении
извести в качестве регулятора среды депрес-
сия пирита наступает при более низких pH,
чем при применении NaOH или соды. Это
объясняется дополнительным депрессирую-
щим действием сорбированных ионов каль-
ция.
Подавление флотации минералов нонами
гидроксила сводится не только к десорбции
ксантогената с их поверхности. Одновре-
менно с вытеснением ксантогената на сво-
бодных от собирателя участках поверхности
сорбируются гидроксильные ионы, в резуль-
тате чего гидрофилизация поверхности и
депрессия увеличиваются. Так, опыты по
флотации активиоованного сфалерита по-
9 Заказ 219
Рис. IV.9. Влияние полимеров на сорбцию бути-
лового ксантогената галенитом и борнитом:
1,2— введение крахмала до п после ксантоге-
ната; 3 и 4 — то же, к арб оке и мети л целлюлозы
до и после ксантогената
казали, что при одной и той же сорбции
ксантогената при pH 6,5—7 извлечение со-
ставляло 82 %, а при pH 10,7 — только 58 %
(одинаковая сорбция была достигнута вслед-
ствие дополнительной активации сфалерита
медным купоросом) [71].
При флотации иесульфидных минералов
олеатом натрия также отмечается двойное
действие щелочей и соды [7] ], однако здесь
иа конечные результаты разделения накла-
дываются другие факторы (например, зави-
симость пенообразующих свойств олеата
натрия от pH среды), что в некоторых слу-
чаях существенно усложняет анализ полу-
ченных данных н не позволяет выяснить
влияние гидроксильных ионов на гидро-
филизацию поверхности минералов.
При использовании в качестве собирателей
аминов понижение pH < 7 приводит к умень-
шению величины сорбции собирателя мине-
рала и подавлению их флотации (рис. IV,11).
Одна из причин снижения сорбции амина
в кислой среде — вытеснение ионов собира-
теля ионами гидроксопия Н3О+. В этом слу-
чае ионы НзО4- закрепляются и без вытесне-
ния собирателя, так как для многих мине-
ралов ионы Н3О+ и ОН" — потенциало-
определяющие. Сорбция ионов гидроксопия
на свободных от собирателя участках, так же
как н ионов гидроксила, дополнительно ги-
дрофилизирует поверхность минерала и
усиливает его депрессию.
Рис. [V.10. Флотация галенита (/) и сорбция
этилового ксантогената (2) при разных ри среды,
создаваемых едким натром (расход этилового
ксантогената калия 50 г/т, соснового масла 20 г/т)
257
Ряс. IV.lt. Флотация альбита (/) и сорбция
амина (2) при различных pH среды (расход амина
25 г/т)
Силикат натрия (жидкое стекло) в щелоч-
ной среде также уменьшает плотность ад-
сорбционного слоя собирателя [71], причем
при флотации некоторых минералов сорбция
собирателя уменьшается незначительно,
а извлечение резко падает (рис. IV.12). Это
объясняется гидрофилизацией поверхности
минерала в результате налипания мицелл
жидкого стекла на не занятые собирателем
участки поверхности.
Пенообразователи
К пенообразователям относятся поверхно-
стно-активные вещества, содержащие по-
лярную группу (ОН, СООН, С —О, NHj,
OSO2OH, SO./OH и др.) и углеводородный
радикал.
Пенообразователи, так же как и собира-
тели, могут быть анионными, катионными
и неионогеппыми.
Установлено, что небольшие загрузки
пенообразователя заметно уменьшают круп-
ность пузырьков, образующихся во флота-
ционных машинах. Это достигается в резуль-
тате как тонкого диспергирования воздуха
в момент образования пузырьков, так и пред-
отвращения их дальнейшей коалесценции
в пульпе.
Влияние концентрации различных по-
верхностно-активных веществ на средний
Рис. IV. 12, Флотация ферберита (/) и сорбция
тридецилата (2) при переменных расходах жид-
кого стекла (концентрация тридецилата натрия
8,lf)X10-s моль/л, расход соснового масла 40 г/т)
Концентрации жидкого стекло,
'0емоль/л
Концентрация подерхностно-активных
веществ, мг/л
Рис, IV.13. Зависимость среднего размера пу-
зырька воздуха от концентрации поверхностно-
активных веществ:
/ — октиловый спирт; 2 — терпинеол; 3 — сос-
новое масло; 4 — гексиловый спирт; 5 — амило-
вый спирт; 6 — крезол; 7 — лауриламин; 8 —
олеиновая кислота; 3 — этиловый ксантоген;и
калия
размер пузырьков воздуха, находящихся во
флотационной машине, показано на
рис. IV.13. Возрастание концентрации пено-
образователя приводит вначале к резкому,
а затем к более медленному уменьшению
крупности воздушных пузырьков, причем
дальнейшее увеличение концентрации по-
верхностпо-актцвных веществ не снижает
размера пузырьков.
Пенообразователи существенно влияют
также па скорость подъема пузырьков в жид-
кости [711- Пенообразователи в концентра-
циях, обычно применяемых при флотации,
снижают скорость подъема пузырьков раз-
мером 0,8—8 мм. Это приводит к возраста-
нию содержания воздуха во флотационной
пульпе
р = q./us, (IV.4)
еде q0 — расход воздуха в единицу времени
через флотационную машину; и — скорость
подъема пузырьков; s — площадь горизон-
тального сечения флотационной машины.
Основное назначение пенообразователей —
создание условий для образования пены.
Флотационные пены являются трехфазными.
Они стабильны только в том случае, если
стабильна соответствующая двухфазная
пена. Устойчивость двухфазных пен харак-
теризуется продолжительностью жизни
отдельных пузырьков или пены в целом.
Наряду с растворами поверхностно-
активных веществ, широко применяющихся
во флотации, пенообразующими свойствами
обладают электролиты, коллоидные рас-
творы, а также монослои нерастворимых
поверхностно-активных веществ. В двух
последних случаях стабильность пен обусло-
влена образованием на поверхности раздела
жидкость — газ сорбционных слоев с механи-
ческими свойствами —• поверхностной вяз-
костью, эластичностью и прочностью.
Сорбционные слои, образованные в раство-
рах поверхностно-активных веществ, даже
258
при концентрациях, обеспечивающих макси-
мальную стабильность пен, не имеют указан-
ных механических свойств. Максимум устой-
чивости пен в этом случае наблюдается, когда
на поверхности раздела жидкость — газ
имеется газообразный, далеко не насыщен-
ный адсорбционный слой молекул пенообра-
зователя. которые движутся независимо друг
от друга и не связаны между собой. Устойчи-
вость двухфазных пен, образованных в таких
растворах, большинство исследователей
обычно объясняют эффектом Гиббса — Маран-
гони. Поверхностно-активные реагенты —
пенообразователи, сорбируясь на границе
раздела жидкость — газ, снижают поверх-
ностное натяжение. Если поверхность
раздела попытаться растянуть, жидкость из
объема пленки, образующейся между двумя
пузырьками, устремляется в поверхностный
слой. Концентрация пенообразователя
в объеме пленки меньше, чем в поверхно-
стном слое, и поэтому приток жидкости
в поверхностный слой вызывает снижение
сорбции пенообразователей и, следова-
тельно, повышает поверхностное натяже-
ние. Таким образом, появляется стабилизи-
рующая сила, противодействующая рас-
тяжению пленки. Эта сила отсутствует, если
увеличить поверхность раздела жидкость —
газ в чистой воде. В более насыщенных рас-
творах пенообразователя при растяжении
поверхностного слоя быстрое пополнение
его молекулами пенообразователя мешает
увеличению поверхностного натяжения,
препятствующего разрыву пузырька. Ста-
билизирующая сила, возникающая при бы-
стром растяжении пленки, как показали
расчеты, сначала растет с повышением кон-
центрации раствора, достигает максимума
при концентрации 10-3—10-4 моль-'л и падает
при дальнейшем росте концентрации.
Трехфазные иены отличаются от двухфаз-
ных тем, что на границе раздела фаз закре-
пляются твердые частицы, т. е. появляется
третья фаза. Закрепившись иа границе
жидкость — газ, частицы существенно
влияют на стабильность пепы. Это влияние
сказывается в действии двух факторов, ме-
няющих устойчивость пен: капиллярных сил,
действующих на границах трехфазных кон-
тактов, и бронирующего действия частиц,
закрепившихся на поверхности пузырьков.
Бронирование пузырьков частицами за-
ключается в создании плотной пленки твер-
дых частиц. При этом уменьшение поверх-
ности пузырьков при их коалесценции сопро-
вождается отрывом от пузырьков частиц,
т. е, требует затраты энергии. Поэтому
бронирование пузырьков частицами при-
водит к повышению устойчивости пены.
При закреплении твердых частиц на по-
верхности пузырьков в пленке жидкости
возникают капиллярные силы, способству-
ющие поддержанию определенной толщины
жидкой прослойки между пузырьками, От-
клонение положения участков поверхностей
пузырьков в ту или Другую сторону вызовет
повышение поверхностной энергии системы,
которое будет стремиться удержать поверх-
9*
Силы, возвращающие поверх-
ность пузырьков в прежнее
положение
Рис. IV.14. Стабилизация поверхности пузырьков
воздуха закрепившейся на них частицей
ность пузырьков в прежнем состоянии
(рис. IV.14).
Если частица тонка или очень гидрофобий,
т. е. краевой угол близок к 90°, закрепление
ее на поверхности раздела может способство-
вать коалесценции пузырьков, так как их
поверхности приблизятся на такое весьма
малое расстояние, когда пленка между ними
станет неустойчивой.
В присутствии большого числа гидро-
фобизированных крупных частиц (0 < 90°)
тонкие частицы не смогут закрепиться одно-
временно на поверхностях двух пузырьков,
следовательно, их разрушающее действие
на пену уменьшится.
Вспомогательные реагенты
Регуляторы pH среды (кислоты, щелочи
и соли), гидролиз которых вызывает кислую
или щелочную реакцию раствора, могут быть
не только модификаторами флотации, когда
гидроксильные или водородные ионы — акти-
ваторы или депрессоры, но иметь и самосто-
ятельное значение. Они применяются для
создания оптимального pH среды для дей-
ствия каждого реагента, используемого при
флотации данной руды. Это связано с тем,
что многие собиратели, активаторы, депрес-
соры и вспениватели в водных растворах
сильно гпдролпзованы, и соотношение между
концентрациями ионов и молекул реагента
в значительной мере определяется pH рас-
твора.
Некоторые вспомогательные реагенты,
относящиеся к модификаторам, используются
при флотации для регулирования ионного
состава жидкой фазы пульпы. Например,
сода, сернистый натрий, известь приме-
няются для связывания различных нежела-
тельных катионов, активирующих флота-
цию дспрессируемых минералов или выводя-
щих из процесса собиратель в виде нераство-
римых осадков солей.
Электролиты действуют и как стабилиза-
торы пены, несколько повышая поверхно-
стное натяжение на границе раздела жид-
кость — воздух. На стабилизацию пены
и, следовательно, на ее структуру могут
действовать многие реагенты, способные сор-
бироваться на границе раздела жидкость —
газ либо изменять ионный состав жидкой
фазы пульпы.
259
К вспомогательным реагентам также отно-
сят стабилизаторы эмульсии, способству-
ющие образованию стабильных эмульсий
реагентов, плохо растворимых в воде.
Флокулянты и диспергаторы
Слипание (агрегация) и лис-
пе р г а ц и я частиц при добавке
реагентов. Различают три способа
образования агрегатов: коагуляцию электро-
литами, флокуляцию гидрофобизирующими
реагентами и флокуляцию полимерами.
При добавке электролитов частицы коагу-
лируют в результате снижения действия
имеющихся зарядов, вследствие чего силы
отталкивания уменьшаются и сосредоточи-
ваются вблизи поверхности, что и приводит
к слипанию частиц. Наиболее эффективно
влияют на коагуляцию электролиты, содер-
жащие многовалентные катионы. В качестве
коагулянтов часто применяют известь, хло-
ристый кальций, железный купорос, хло-
ристое железо, алюмокалиевые квасцы, суль-
фат магния, серную кислоту и др.
Под флокуляцией частиц гидрофобизи-
рующими реагентами понимается образова-
ние агрегатов вследствие уменьшения их
поверхностной энергии при слипании. При
гидрофобизацни поверхности частицы силы
межмолекулярного взаимодействия между
частицами ц водой меньше, чем силы взаимо-
действия между самими частицами. Поэтому
гидрофобизированные частицы в водной
среде слипаются. Так как при флотации дей-
ствие собирателей также приводит к гидро-
фобизацли поверхности частиц, то при за-
грузке флотационных реагентов-собирателей
минеральные частицы могут флокулировать.
Такими гидрофобизаторами могут быть
ксантогенаты, олеаты, алкнлсульфаты,
амины и другие собиратели, применяемые
при флотации различных руд.
Под флокуляцией частиц высокомолеку-
лярными реагентами — полимерами пони-
мается слипание минеральных частиц благо-
даря сорбции молекул или мицелл полимера.
В этом случае молекулы или мицеллы поли-
мера образуют «мостики» между частицами.
Из высокомолекулярных флокулянтов
широко используют полиакриламид, молеку-
лярная масса которого достигает величины
порядка 10е.
В общем виде полиакриламид может быть
представлен формулой
К этому тппу соединений относятся изгото-
вляемый в СССР полиакриламид, а также
зарубежные реагенты: сепараны (2160, NP-I0,
NP-20, АР-20), аэрофлоки (3000, 3171), супер-
флок 16, ДТ-120.
На базе полиакриламида получают также
реагент типа «Полинак»
260
-----сн2- сн- сн2- сн — сн2—с н---
сх с=о с=о
I I
мн2 он
Флокулирующие свойства имеют также
растворы поливинилового и других высоко-
молекулярных спиртов, сополимеры винил-
ацетата с малеиновым ангидридом, КОД
(продукт конденсации кубовых остатков и ди-
хлорэтана), КОДТ (продукт конденсации
кубовых остатков, дихлорэтана и таллового
масла), оке и этил целлюлоза, карбокси-
метил целлюлоза (КМЦ, тилоза), мочевино-
Й)рмальдегидные смолы, хитозан и др.
овые синтетические реагенты — флоко-
белы изготовляются в Великобритании.
Все более широкое применение
находит полиэтиленоксид (полиокс)
[—СН2 - СН3—О— ]л, получаемый поли-
меризацией окиси этилена в присутствии
катализатора, обычно карбоната стронция.
Наиболее эффективны полиоксы, имеющие
молекулярную массу 5 X I06— 7 X 10е и бо-
лее.
Природные органические соединения,
проявляющие флокулирующие свойства —
крахмал (картофельный, пшеничный и др.К
глютен (паточный продукт при производстве
крахмала), гуартек или калактазол (смола
из растения гуар, США), столярный клей,
желатин, альбумин крови. Известны реко-
мендации по использованию муки из водо-
рослей, картофельной мезги, жмыхов,
шротов и др.
При флокуляции полимерами характерен
удельный расход реагентов, часто в сотни раз
меньший, чем расход коагулянтов. Действие
полимера зависит от исходной концентрации
раствора. В пульпу обычно подают растворы
полимеров концентрацией 0,05—0,1 %. Силь-
ное и длительное перемешивание пульпы
при использовании этих реагентов недопу-
стимо, так как флокулы могут разрушаться,
после чего флокуляция не восстанавливается.
Для уменьшения расхода реагента в ряде
случаев практикуется дробная подача его
в пульпу.
Пептизация (диспергирование или ста-
билизация суспензии) — явление, обратное
коагуляции и флокуляции. Пептизация осу-
ществляется в основном введением в пульпу
реагентов (в первую очередь жидкого стекла,
а иногда едких щелочей и соды), способству-
ющих гидрофилизации частиц.
Пептизации способствует снижение кон-
центрации электролита, например в ре-
зультате промывки осадка, а также механи-
ческое воздействие на пульпу.
Изменение pH среды в результате введения
соответствующих реагентов может привести
к коагуляции и пептизации частиц,
§ 6. Кинетика флотации
Под кинетикой флотации понимаются законо-
мерности изменения показателей флотации
во времени. Обычно при изучении кинетиче-
ских закономерностей этого процесса рас-
сматривают скорость флотации отдельных
Минералов. Скорость флотации какого-либо
минерала — это производная по времени
флотации т от извлечения е флотируемого
материала (de/dx — скорость в данный момент
или е/т — средняя скорость за избранный
промежуток времени флотации).
В общем случае каждый минерал в пульпе
флотационной машины представлен части-
цами разной флотируемости. Неодинаковая
флотируемость частиц одного н того же ми-
нерала обусловливается различием их физи-
ческих (размеры, форма частиц) н химиче-
ских свойств (степень окисления и актива-
ции, включения депрессируемых компонен-
тов и т. д.). Кроме того, при флотации руд
всегда имеются частицы, представленные сро-
стками различных минералов.
Исходя из этого, флотируемые частицы
можно разбить на классы различной флоти-
руемости.
Извлечение в концентрат основной массы
частиц, находящихся в пульпе, состоит из
нескольких этапов: столкновения и закре-
пления частиц на пузырьках, удержания на
пузырьках при их подъеме в пену и удержа-
ния в пене до удаления в концентрат. Кроме
того, некоторые частицы, не закрепившиеся
на пузырьках, вместе с водой механически
увлекаются и выносятся в пену, откуда мо-
гут попасть в концентрат. Следовательно,
во флотационной камере частицы находятся
в четырех различных состояниях * (рис. IV. 15)
[71]: свободные частицы в пульпе J;
частицы, закрепленные на пузырьках,
в пульпе 2; частицы, закрепленные на пу-
зырьках, в пене 3; свободные частицы в пене
4. В результате деминерализации пузырьков
в пульпе и пене, осыпания частиц из пены
в пульпу, а также осаждения перегруженных
пузырьков из пены в пульпу возможны об-
ратные переходы между указанными состо-
яниями.
Для полного описания кинетики флотации
частиц каждого класса флотируемости необ-
ходимо рассчитать количество частиц,
извлеченных из пульпы в концентрат, с уче-
том всевозможных переходов частиц между
состояниями.
Из-за отсутствия экспериментальных
данных и трудностей математического рас-
чета эта модель ие была использована для
анализа какого-либо конкретного процесса.
Для этой цели применялись упрощенные
модели флотации, которые могут быть полу-
чены из модели четырех состояний при не-
которых допущениях. Так, наиболее рас-
пространенная упрощенная модель, раз-
витая в работе [71], может быть получена
из рассмотренной выше модели, если счи-
тать, что:
1) механический вынос частиц в пену по
сравнению с выносом частиц, закрепившихся
на пузырьках, мал и им можно пренебречь;
* Диаграмма для машины периодического Дей-
ствия не будет иметь питания н хвостов, которые
в такой машине получаются лишь в начале и
конце опыта.
Рис, IV.15. Диаграмма переходов частиц из одвого
состояния в другое в любой момент времени в ма-
шине непрерывного действия
2) осаждение перегруженных пузырьков
из пены в пульпу незначительно и им можно
пренебречь;
3) переход частиц из одного состояния
в другое происходит мгновенно, т. е. запаз-
дывание при переходах частиц между со-
стояниями не учитывается *.
Тогда вероятность извлечения частицы
г-го класса флотируемости в концентрат
в единицу времени можно представить
в виде произведения четырех вероятностных
сомножителей, характеризующих основные
этапы флотационного процесса:
fej = WicWi3Wi удО^И- (IV.5)
Под вероятностью столкновения частиц
t-го класса флотируемости с пузырьками
понимается массовая доля частиц этого
класса, столкнувшихся с пузырьками в еди-
ницу времени
tOjc = dt/fe/Qjd/,
где Qj — масса частиц i-го класса флотиру-
емости, находящихся в пульпе машины
периодического действия в момент временя t
или в рассматриваемом участке машины не-
прерывного действия **; dc/;c.— масса частиц
/-го класса, столкнувшихся с пузырьками
за время d/.
Вероятность закрепления wia частиц — от-
ношение массы закрепившихся на пузырь-
ках частиц к массе частиц, столкнувшихся
с пузырьками:
tflis = d^ia/d^fc,
где d^fa — масса частиц /-го класса, закре-
пившихся на пузырьках за время d/.
Вероятность удержания юГ'УД закрепив-
шихся на пузырьках частиц до вынос»
в пену — отношение массы частиц, вынесен-
ных в пену, к массе частиц, закрепившихся
на пузырьках:
wi уд = tyi уд/^(з>
где с1<7£уд — масса частиц i-ro класса, вы-
несенных в пену за время сП.
* Это предположение не имеет значения для
непрерывного установившегося процесса.
** Здесь /—время съема пены. Для машины
периодического действия это время совпадает
со временем флотации (t = т). Для машины не-
прерывного действия время флотации т — это-
время прохождения потока пульпы от начала ма-
шины до разгрузочного отверстия или до рассма-
триваемого участка фронта флотации. Так как
непрерывный съем пены с любого фронта фло-
тации может производиться в течение любого
времени, то время съема пены t в машинах не-
прерывного действия ие связано со временем
флотации т.
261
Вероятность удержания частиц в пене
Wjn — отношение массы частиц, извлеченных
в концентрат, к массе частиц данного класса,
вынесенных в пену:
= dqi/dqt уд,
где dqj — масса частиц i-ro класса, извле-
ченных в концентрат за время d/.
При данной руде и принятой степени из-
мельчения вероятности отдельных этапов
флотации зависят: — от параметров фло-
тационной машины (расхода засасываемого
воздуха н его диспергации, интенсивности
и характера перемешивания пульпы, глубины
машины и т. д.), от веществ, способству-
ющих диспергации воздуха, и содержания
флотируемых и нефлотируемых частиц
в пульпе; ai,3 н wi -уд— от реагентов, изменя-
ющих гидрофобность частиц, продолжи-
тельности их действия и времени пребывания
частиц в пульпе, от диспергации воздуха,
интенсивности и характера перемешивания
пульпы, глубины машины; — от стаби-
лизаторов пены и наличия условий для цено-
образования на поверхности пульпы, а также
содержания флотируемых частиц в пульпе.
Подставляя в уравнение (IV,5) значения
wic, к'/з» уд и uijn, получаем
fe; = dqt/dtQi, (IV.6)
Непрерывность работы флотационной
машины и влияние перемешивания пульпы
Для флотации используют машины пери-
одического н непрерывного
действия. В машинах периодического дей-
ствия (лабораторная однокамерная модель)
флотируют одну порцию руды, при этом каж-
дая частица имеет одинаковую вероятность
сфлотироваться в течение всего времени
опыта,
В машинах непрерывного действия пульпу
подают н удаляют непрерывно; это создает
движение потока пульпы в машине от места
ввода к разгрузочному отверстию. Продоль-
ное перемешивание пульпы в машинах при-
водит к тому, что в силу случайных причин
часть частиц выносится с хвостами быстрее,
а другая — медленнее. В общем случае при
одном н том же среднем времени пребывания
частиц потери с хвостами в машине непрерыв-
ного действия больше, чем в машине пери-
одического действия. Это объясняется тем,
что потери извлечения, вызванные более
быстрым выносом одних частиц, как правило,
не компенсируются возрастанием извлечения
задержавшихся в машине частиц.
При перемещении потока пульпы вдоль
машины непрерывного действия содержание
извлекаемого минерала падает по мере уда-
ления сфлотированного материала. Но
перемешивание пульпы в ванне или камере
машины выравнивает содержание полезного
компонента в объеме. От соотношения ско-
ростей флотации минерала и перемешивания
зависит изменение содержания полезного
компонента в пульпе по фронту машины.
Если скорости процессов, влияющих на
распределение минеральных частиц в пульпе,
262
сравнимы, содержание полезного компо-
нента убывает, если же скорость перемеши-
вания значительно больше скорости флота-
ции, содержание в пульпе — постоянно. Пер-
вый случай характерен для флотации в пнев-
матической (или аэролифтной) машине, пред-
ставляющей собой ванну, в которой пульпа
перемешивается слабо. Второй случай отно-
сится к флотации в импеллерной машине,
состоящей из нескольких камер. В такой
машине перемешивание настолько сильное,
что содержание в пульпе полезного компо-
нента в каждой камере остается почти по-
стоянным и меняется лишь при переходе
пульпы из одной камеры в другую (это осо-
бенно характерно для машин со всасыва-
ющими камерами).
Кинетика флотации в маши-
нах периодического действия
ле осложняется перемещением частиц с по-
током пульпы, проходящим через машину,
и поэтому содержание флотируемого мате-
риала в пульпе изменяется только в связи
с его извлечением в пенный продукт. Тогда
в уравнении (IV.6) de/; = —dQt-, т. е. количе-
ство сфлотированного материала равно
убыли материала в пульпе флотационной
машины. Из уравнения (IV.6) получаем
—dQf = kiQjAt. Если пользоваться извлече-
ниями минерала и иметь в виду, что t — т
(для машины периодического действия), по-
лучим
de; = ki (e;o — ej dr, (IV.7)
где — максимально возможное извлече-
ние i-ro класса, выраженное в долях общего
количества флотационного материала в исход-
ной руде.
Соответственно для любого класса флоти-
руемости:
dri —- (бц) ’ £i)
de2 ^2 (fc’2o е2)$т;
(1V.8)
dem - km (6/м.о dr
Для интегрирования этой системы уравне-
ний необходимо знать в каждом конкретном
случае зависимость k2, k>n от содер-
жания частиц каждого класса и времени
флотации. Эта зависимость может быть най-
дена экспериментальным путем. Однако
если все частицы обладают одинаковой фло-
тируемостью, не меняющейся во времени,
и частицы не влияют друг на друга *, флота-
ция смеси описывается лишь уравнением
(IV.7), в котором k = const и e.id = 1. В этом
случае после интегрирования получим урав-
нение Белоглазова
* Взаимное влияние частиц при флотации
проявляется в том, что например, закрепившиеся,
а также скользящие цо поверхности пузырька
частицы снижают вероятность столкновения дру-
гих частиц со свободной поверхностью пузырька
или закрепившиеся на пузырьке частицы ста-
билизируют пену, уменьшая вероятность осыпа-
ния частиц из пены в пульпу и т.д.
е=1-е-^т. (IV.9)
Кинетика флотации в пнев-
матических машинах непре-
рывного действия. В пневмати-
ческих (пли аэролифтных) машинах не-
прерывного действия содержание полезного
компонента в пульпе убывает по мере при-
ближения к разгрузочному отверстию *. В от-
личие от машины периодического действия
это уменьшение определяется не только из-
влечением полезного компонента в пенный
продукт, по и продольным перемешиванием
пульпы. В ванне такой машины потоки пуль-
пы обусловлены как движением ее вдоль
ванны, так и перемешиванием, что приводит
для каждого класса флотируемости к уравне-
нию вида
D d-p-
(IV.IO)
где D — коэффициент, характеризующий
интенсивность перемешивания и не завися-
щий от скорости потока пульпы; и — линей-
ная скорость потока пульпы.
Второй член правой части этого уравне-
ния, учитывающий влияние продольного пе-
ремешивания на кинетику флотации, почти
во всех случаях отрицательный **. Из сопо-
ставления уравнений (IV.7) и (IV. 10) следует,
что продольное перемешивание, как правило,
уменьшает извлечение в машине непрерыв-
ного действия по сравнению с машиной пе-
риодического действия.
Из уравнения (IV-10) также следует, что
с увеличением скорости потока пульпы вли-
яние продольного перемешивания сни-
жается, так как второй член равенства резко
уменьшается. Поэтому при прочих равных
условиях для получения одинакового извле-
чения время флотации в промышленных
машинах при недостаточно большой скорости
потока должно быть больше, чем в лабора-
торной машине. Чем больше скорость пото-
ка пульпы, тем меньше разница между
временем флотации в промышленных машинах
непрерывного действия и машиной перио-
дического действия.
Кинетика флотации в ка-
мерных механических маши-
нах непрерывного действия
отличается тем, что благодаря сильному
перемешиванию в каждой камере содержание
полезного компонента примерно постоянно
и при переходе из одной камеры в другую
меняется скачкообразно 2 (рис. IV-16), тогда
как в машине периодического действия она
изменяется непрерывно 7.
Уравнение кинетики флотации в камерной
машине непрерывного действия для слу-
* При этом предполагается, что выход кон-
центрата незначителен и поэтому изменением
объема пульпы в процессе флотации можно пре-
небречь.
** Второй член уравнения (IV.10) может
быть положительным лишь в тех отдельных
случаях, когда при увеличении продолжитель-
ности пребывания некоторых частиц в пульпе
вследствие продольного перемешивания повы-
шается их флотируемость.
Рис. IV. 1С. Зависимость концентрации полез-
ного компонента в пульпе от времени флотации:
Xi н т2 — соответственно время флотации, не-
обходимое для получения одинаковой концентра-
ции полезного компонента в хвостах в машине
периодического действия и в механической ка-
мерной машине непрерывного действия
чая, когда флотируются одинаковые частицы
с одной и той же вероятностью флотации k,
будет иметь следующий вид:
е= I — 1/(1 + kn/n)n, (IV.И)
где п—число одинаковых камер флота-
ционной машины.
Уравнение (IV.11) переходит в уравнение
(IV.9) при со (в этом случае Um (I -ф-
+ Ат/п)'1 е^), т. е. при большой скорости
потока и соответствующем увеличении числа
камер извлечение в камерной машине непре-
рывного действия при постоянном времени
флотации и прочих равных условиях стре-
мится к извлечению в машине периодического
действия. Следовательно, для получения
заданного извлечения время флотации в ма-
шине непрерывного действия больше, чем
в машине периодического действия. Лишь
при увеличении потока и числа камер время
флотации в машине непрерывного действия
стремится к времени флотации в машине
периодического действия.
Глава 2
Флотационные реагенты
§ 1. Основные
флотационные реагенты
В соответствии с принятой классификацией
в табл. 1V.4, IV.5, IV.6 приведены характе-
ристики основных флотационных реагентов,
изготовляемых в СССР.
Предельно допустимые нормы на содержа-
ние некоторых из них в воде, установленные
263
T абли ц a IV.4
Основные флотационные реагенты-собиратели
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Анионные (оксгидрильные) собиратели
Кислота олеиновая
техническая
(олеин)
Смесь жирных кислот растительных масел
и жиров: в основном олеиновой С17Н33СООН,
пальмитиновой Ci6H3iCOOH и стеариновой
С17НаБСООН кислот
Мыло сырое суль-
фатное
Масло
сырое
талловое
Водный раствор смеси приблизительно рав-
ных количеств натриевых солей высших
жирных и смоляных кислот с примесью
нейтральных веществ, лигнина, таннинов,
красящих веществ и минеральных компо-
нентов, содержащихся в черном щелоке —
продукте, из которого выделяется сульфат-
ное мыло. Соотношение жирных и смоля-
ных кислот, входящих в сульфатное мыло,
аналогично сырому талловому маслу (см.
ниже)
Смесь высших жирных и смоляных кис-
лот, а также органических неомыляемых
веществ. Жирные кислоты в основном
представлены олеиновой (28—43 %), ли-
нолевой (38—65%), линоленовой (0,5—
2%), стеариновой (4—10 %) п пальмити-
Выпускается трех марок А, Б и В
по ТУ 18 РСФСР 495—77 марки «14».
Олеины марок А и Б содержат не ме-
нее 95 % , В — 92 % и «14» — 97,4 %
жирных кислот. Олеин марки А может
содержать до 15 % нафтеновых кис-
лот, но для горной промышленности
не более—10%. Содержание неомы-
ленных и неомыляемых веществ со-
ставляет в зависимости от марки
от 2,5 до 6,5%, кислотное число и
число омыления— 175—210, иодное
число 80—105. Температура застыва-
ния олеина марок А, «14», Б, В не
превышает соответственно 10, 14, 16
и 34 °C
Выпускается по ТУ 81-05-118—77.
Суммарное содержание жирных, смо-
ляных кислот и нейтральных веществ
должно быть не менее 45 %; количе-
ство влаги пе должно превышать 50 %,
золы — 8 %. В зависимости от пород
древесины, места расположения пред-
приятия и технологии получения цел-
люлозы состав сульфатного мыла не-
сколько изменяется
Выпускается по ОСТ 81-47—78 трех
сортов. Содержание жирных, смоляных
кислот и нейтральных веществ не ме-
нее 90 %, неомыляемых веществ в про-
дукте 1 сорта не менее 13%, в про-
дукте 2 сорта не менее 17%, в про-
Из готав лива ется смешением преиму-
щественно жидких жирных дистил-
лированных или недистиллированных
кислот, получаемых при расщепле-
нии жиров и масел. Используется
непосредственно в виде растворов
в керосине или водных растворов на-
триевых мыл. В ряде случаев олеин
или его раствор в керосине эмульги-
руют в воде с применением стабили-
зирующих добавок — соды, едкого
натра, жидкого стекла, неионогенных
или аниоиоактивных ПАВ
Сырое сульфатное мыло — отход суль-
фатно-целлюлозного производства.
Применяется в виде водных растворов
концентрацией до 20 %. Совместно
с сульфатным мылом используют пе-
ногасители — углеводороды, твердые
карбоновые кислоты, высшие спирты,
продукты окисления углеводородов
и др.
Сырое талловое масло — отход произ-
водства целлюлозы. Оно получается
разложением сульфатного мыла сер-
ной кислотой, отделением и промыв-
кой образовавшегося масла. При фло-
тации применяется в виде водных
новой (4—10 %). Из смоляных кислот в основном присутствует абиетиновая. Не- омыляемые вещества — алифатические и дитерпеновые углеводороды, высшие али- фатические и терпеновые спирты, кетоны и фитостерин дукте 3 сорта не регламентируется. Содержание смоляных кислот 35—55 % и воды 1—5 %. Кислотное число — 130—145. По ТУ 81-05-100—76 выпу- скается заменитель сырого таллового масла — масло талловое легкое растворов (после омыления), раство- ров в углеводородах или продуктах их окисления, эмульсий и смесей с другими реагентами. В качестве стабилизаторов при приготовлении водных эмульсий рекомендуется едкий натр, сода, неионогенные ПАВ, ал- кил а риле ул ьфонаты и алкилсульфаты
Масло. талловое дистиллированное Смесь жирных и смоляных кислот, входя- щих в состав сырого таллового масла (см. выше) Выпускается по ТУ 81-05-26—75 двух марок А и Б с суммарным содержа- нием органических веществ 92—95 % . Содержание смоляных кислот, как пра- вило, не превышает 40 % и в нем от- сутствует ббльшая часть нейтральных соединений, переходящих в сырое тал- ловое масло из черных щелоков. Кис- лотное число продукта 150— 158, а число омыления — 160—170 Получается дистилляцией сырого тал- лового масла в интервале 200— 235 °C. Применяется непосредственно, в виде эмульсий в воде или 1— 15 %-ных водных растворов натрие- вых мыл. В ряде случаев исполь- зуется совместно с другими анион- ными реагентами и неионогенными ПАВ
Кислоты жирные талловые (ректифи- цированное талло- вое масло) Смесь олеиновой и линолевой кислот, смо- ляных кислот и неомыляемых соединений Выпускаются по ГОСТ 14845—79 че- тырех марок. Содержание смоляных кислот в реагентах марок А и Б нс более 2 %, В не более 3 %, Г — 18— 25 %, Содержание неомыляемых ве- ществ в реагентах марки А не более 3 %, марки Б и Г не более 4 %, марки В не более 5 %. Кислотное число — не менее 180. Иодное число в реагенте марки А — не менее 150, а в реагентах марок Б, В, Г — не ме- нее 160 Получаются ректификацией сырого таллового масла. Применяются непо- средственно, в виде эмульсий в воде или 1—20 %-ных водных растворов натриевых мыл. Натриевое мыло и эмульсии приготовляют так же, как и при применении сырого таллового масла (см. выше)
Кислоты жир- ные — отход про- изводства себаци- иовой кислоты (реагенты ОПСК и ТЖК) Смесь высших жирных кислот (олеиновой, стеариновой и др.) и эфиров (образован- ных этими кислотами и метилгексилкарби- нолом), касторового масла и других кисло- родсодержащих соединений Выпускается по ТУ 6-05-02—74. Сум- марное содержание органических ве- ществ в товарном продукте должно быть не менее 75 %, воды не более 20%; кислотное число не менее 140, число омыления не менее 150 Отход производства при щелочном пирогенетическом расщеплении ка- сторового масла с целью синтеза се- бациновой кислоты. Применяется в виде 5—15 %-ных водных растворов натриевых мыл. В ряде случаев целе- сообразно его использование совмест- но с сульфатным мылом, омыленным сырым талловым маслом и другими реагентами, стабилизирующими пену
266
Продолжение табл. IV.4
Реагент Состав
Флотогудрон В основном состоит из триглицеридов выс- ших жирных кислот, свободных и поли- меризованных жирных кислот раститель- ных масел и жиров
Смола госси поло- вая (гудрон от дистилляции чер- ных хлопковых соапстоков) Смесь жирных кислот растительных масел, продуктов высокотемпературного окисле- ния и превращения госсипола и соедине- ний, образующихся при гидролизе и кон- денсации белков и фосфатидов
Кислоты жирные синтетические Смесь нормальных насыщенных высших карбоновых кислот, содержащая в неко- торых случаях кислоты изостроения (до 20—30 %)"
Основная характеристика
Получение и способ применения
Выпускается по ТУ 18 РСФСР 744—77.
Кислотное число 50—70. Температура
застывания жирных кислот не более
23 °C, содержание влаги не более 5%
Выпускается двух видов. Кислотное
число в зависимости от вида состав-
ляет 50—100. Растворимость в ацетоне
не менее 70—80 %, содержание влаги
и летучих веществ не более 4 %
Выпускаются по ГОСТ 23239—78
фракции С7—С9, С10—С16, Сп— С20
и др. Кислотные числа фракций
С7-Сй — 370—410; Сщ—С1в— 220—265;
Ci,—С20 — 195—200; эфирные числа
фракций — 3—10; содержание неомы-
ляемых веществ не превышает 5 %
Отход производства жирных кислот
растительных масел. Изготавливается
смешением вторичных гудронов, по-
лученных при дистилляции первич-
ных гудронов — кубовых остатков от
перегонки жирных кислот. Приме-
няется в виде 5—15%-ных водных
растворов, полученных омылением
гудрона едким натром в присутствии
таллового масла и других жирнокис-
лотных собирателей. Также исполь-
зуется в смеси с омыленным талло-
вых: маслом, окисленным петролату-
мом и реагентом ТЖК
Отход производства в виде кубового
остатка (гудрона) при дистилляции
жирных кислот, выделенных из хлоп-
кового соапстока. Применяется в виде
2—10%-ных водных растворов на-
триевых мыл и 10—20 %-ных раство-
ров в жидких окисленных углеводо-
родах. Из-за слабого пенообразую-
щего действия целесообразно приме-
нять его в смеси с омыленным сырым
талловым маслом
Получаются окислением твердого па-
рафина кислородом воздуха в присут-
ствии катализаторов с последующим
выделением фракций дистилляцией и
ректификацией. Применяются в виде
водных растворов натриевых мыл,
получающихся омылением содой или
едким натром; фракция кислот С7—С9
может применяться непосредственно.
Как правило, используются совместно
с другими анионными собирателями,
например омыленным талловым мас-
лом или олеиновой кислотой
267
Окисленные жид- кие нефтяные угле- водороды (окислен- Смесь карбоновых н оксикарбоновых кис- лот, углеводородов, эфирокислот и других продуктов окисления
ные уайт-спирит, керосин, реагенты ФР-l, ФР-2 и ОР-ЮО)
Окисленный петро- латум Смесь карбоновых, оксикарбоновых и эфи- рокислот, пеокисленного петролатума и различных продуктов его окисления
Кубовый остаток от дистилляции высших жирных спиртов (реагепт КОС) Смесь высших жирных кислот, спиртов и углеводородов
Кубовый остаток СЖК (кислоты синтетические и выше) Смесь, содержащая в основном карбоновые кислоты Сй0 и выше, оксикарбоновые кис- лоты н около 10 % неомыляемых веществ
Изокислоты синте- тические Смесь монокарбоновых кислот от С1о до С20 с радикалами нормального и изостроения
Окисленный уайт-спирит (реагент
ФР-1) выпускается с кислотным чис-
лом 40—45; содержание оксикарбоно-
вых кислот не более 5 % и воды не
более 3 %. Окисленный керосин выпу-
скается с кислотным числом не ме-
нее 45 и содержанием оксикарбоновых
кислот не более 5%. Реагент ОР-ЮО
(окисленный рисайкл) выпускается
с кислотным числом 80—100 и числом
омылении 170—220; содержание окси-
карбоновых кислот не более 15 %
Выпускается с кислотным числом не
менее 55; число омыления 140. Отно-
шение числа омыления к кислотному
числу не должно превышать трех; со-
держание: воды не более 2 %
Содержание органических веществ не
менее 40 %, в том числе жирных кис-
лот не менее 15 %
Кислотное число не менее 100; эфир-
ное число не более 40; содержание
жирных кислот не менее 85 %; воды
не более 0,5 %. На его основе изго-
тавливают реагент С-3 — водный рас-
твор натриевых солей кислот С5—С4о
Кислотное число реагента 250—270;
число омыления 265—285; иодное число
10—40; эфирное число 14—25
Получаются окислением нефтяных
фракций (уайт-спирита, деароматизи-
рованного керосина и гидрированного
рисайкла) кислородом воздуха в при-
сутствии катализаторов. Могут при-
меняться непосредственно и при рас-
творении в них до 20 % кубового
остатка СЖК, госсиполовой смолы,
сырого таллового масла и других
аналогичных продуктов; применяется
раствор асидола в окисленном уайт-
спирите, называемый реагентом ФР-2
Изготавливается окислением петрола-
тума (смеси твердых углеводородов
с остаточным маслом, получаемой при
депарафинизации масел) кислородом
воздуха в присутствии гомогенных
катализаторов. Применяется в виде
водных растворов натриевых мыл.
Может быть использован в виде рас-
творов в жидких окисленных угле-
водородах
Получается в качестве отхода произ-
водства высших жирных спиртов ме-
тодом прямого окисления парафина.
Применяется в виде 1 — 10 %-ных вод-
ных эмульсий. Обычно используется
в смеси с аниопоактивными собира-
телями
Отход дистилляции синтетических
жирных кислот, получаемых окисле-
нием твердого парафина. Исполь-
зуется после омыления содой или
едким натром совместно с талловым
маслом или другими анионными со-
бирателями
Получаются окислением изопарафи-
нов кислородом воздуха или выделе-
нием из технических фракций синте-
тических жирных кислот, получен-
ных окислением парафина. Могут
применяться в виде 1—10 %-ных вод-
ных растворов натриевых мыл или
совместно с другими анионоактивны-
ми ПАВ
Продолжение табл, tV.4
_____________________
Реагент Состав
Жир микробный технический Содержит эфиры высших карбоновых кис- лот, фосфатиды, углеводороды и высшие карбоновые кислоты
Кислоты нефтяные Нафтеновые кислоты или их натриевые мыла с примесью углеводородов и воды
Алкилсульфаты на основе синтетиче- ских жирных пер- Смесь алкилсульфатов натрия: CHafCHa)^ OS03Na (п в основном равно 9—15)
Вичных спиртов
фракции С12 - С18
Паста алкилсуль- фатов синтетиче- ских жирных спир- тов Смесь алкилсульфатов натрия: СН3(СНг)п OSO3Na (п в основном равно 9—17)
Основная характеристика
Получение н способ применения
Выпускается двух марок: МЖНП —
микробный жир из н-парафинов и
МЖНД — микробный жир из нефтяных
дистиллятов; кислотное число продукта
не более 50; содержание неомыляемых
не более 45 %; число омыления не ме-
нее 130; содержание фосфатидов не бо-
лее 30 %
Выпускаются по ГОСТ 13302—77 сле-
дующих марок: дистиллированные кис-
лоты, технические кислоты (асидол А-1
и А-2), асидол-мылонафт и мылонафт.
Массовая доля нефтяных кислот ко-
леблется от 96 % в дистиллированных
кислотах до 42—43 % в мылонафте.
Кислотное число от 260 до 185; массо-
вая доля минеральных масел (в пере-
счете на органику) от 3 % в дистилли-
рованных кислотах до 57 % в асидоле
Содержание алкилсульфатов не менее
30 %, сульфата натрия не более 20%,
несульфированных веществ нс более
5,5 %
Выпускаются по ТУ 38-107-55—80
с содержанием ал кил сульфатов не ме-
нее 21 %, сульфата натрия не более
19%; несульфированных веществ не
Отход производства кормовых
дрожжей из углеводородов нефти.
Применяется в виде 1—5%-ных
эмульсий омыленного микробного
жира
Отходы нефтеперерабатывающей про-
мышленности, получающиеся при ще-
лочной очистке керосиновых, газой-
левых, соляровых и других дистил-
лятов (мылонафт), с последующей об-
работкой их серной кислотой (асидол
и асидол-мылонафт) и вакуумной ди-
стилляцией асидола (дистиллирован-
ные нефтяные кислоты). Мылонафт
применяется в виде водных растворов
концентрацией до 20%. Все другие
продукты после омыления содой или
едким натром могут использоваться
в виде водных растворов или непо-
средственно, а также в виде эмуль-
сий в воде. Из-за низкой активности
и высокой пенообразующей способ-
ности асидол рекомендуется исполь-
зовать совместно с другими карбо-
ксилсодсржащими собирателями
Получаются сульфатированием синте-
тических жирных первичных спиртов
фракции С12—С1в комплексом олеум-
карбид. Применяются в виде 1—
5 %-ных водных растворов, как пра-
вило, с карбоксил содержащими реа-
гентами
Получается сульфатированием синте-
тических жирных спиртов фракции
С10—С18. Применяется в виде 1—
5 %-ных водных растворов, как пра-
Алкилсульфаты вторичных жирных спиртов (паста) Смесь алкилсульфатов вторичных спиртов Сц Cgo
Моющее средство «Прогресс» Смесь натриевых солей сернокислых эфи- ров вторичных спиртов К X /СНОЗСХХЩ н3с R— углеводородный радикал, содержа- щий в основном 4—14 атомов углерода)
Сульфонат (алкил- сульфонат) Смесь натриевых солей алкилсульфоновых кислот RSO2ONa (R — алкильный ради- кал, содержащий в основном 11—18 ато- мов углерода)
Сульфонат-эмуль- гатор «Волгонат» Смесь натриевых солей алкилсульфокислот
Сульфонолы Смесь натриевых солей ал кил арилсульфо- кислот
£
<©•
более_4 %
Выпускаются по внутризаводским ТУ
с содержанием алкилсульфатов не ме-
нее 20 %, сульфата натрия пе более
14 %, несульфированных веществ не
более 7 %
Выпускается по ТУ 10719—77 в виде
водного раствора. Содержание алкил-
сульфата не менее 20 %, несульфиро-
вапных веществ не более 18 % по от-
ношению к алкилсульфатам, изопропи-
лового спирта не более 5 % и суль-
фата натрия около 4 %
Выпускается по ОСТ 6-01-32—77 с со-
держанием натриевых солей алкил-
сульфоповых кислот не менее 40 %;
хлористого натрия — ие более 7 % (от
ПАВ); содержание воды не более 50 %
Выпускается ОСТ 601-35—79 двух сор-
тов «Плав» и «Паста». Содержание ал-
киле ульфона1 га (в пересчете на сухое
вещество) не менее 92 %, хлористого
натрия не более 6 %; содержание влаги
в «Плаве» не более 2 % , в «Пасте» не бо-
лее 56 %
Выпускаются по ТУ 6-01-862—75 (суль-
фонол 45 %-ный раствор), по
ТУ 6-01-1043—79 (сульфопол 40%-вый
раствор) и по ТУ 84-509 —74 (сульфо-
нол НП-3). Содержание натриевых со-
лей алкиларилсульфокислот не менее
30 % . Содержание несульфированных
соединений 2—5 % от ПАВ; сульфата
натрия 2,5—10 %. Основная часть про-
дукта по ТУ 6-01-862—75 имеет моле-
кулярную массу не менее 290, а НП-3 и
продукта по ТУ 6-01-1043—79 молеку-
лярную массу 320—350
вило, с карбоксилсодержащими реа-
гентами
Получаются сульфированием смеси
вторичных спиртов, синтезированных
окислениел! парафиновых углеводоро-
дов азотокислородной смесью в при-
сутствии борной кислоты. Приме-
няются в виде 1—5 %-ных водных
растворов, как правило, с карбоксил-
содержащими реагентами
Получается сульфированием и ней-
трализацией смеси олефинов Се—С18
серной кислотой и последующей очист-
кой продукта от примесей. Приме-
няется в виде 5—20 %-ных растворов
в воде, как правило, с карбоксил-
содержащими реагентами
Получается сульфохлорировапием
деароматизированного керосина с по-
следующим омылением сульфохлори-
дов едким натром. Используется в ви-
де 0,5—10 %-ных водных растворов.
Рекомендуется применять совместно
с карбоксилсодержащими и углево-
дородными собирателями
Получается омылением алкилсульфо-
хлоридов едким натром. Использует-
ся в виде 0,5—10 %-ных растворов.
Рекомендуется применять совместно
с карбоксилсодержащими и углево-1
дородными собирателями
Получаются сульфированием алкил-
бензола или деароматизированного
керосина с последующей нейтрали-
зацией алкилсульфокислот едким
натром. Применяются в виде 1—
15 %-ных водных растворов. Как
правило, используются совместно
с кар бокс ил со держащими и углево-
дородными собирателями
270
Продолжение табл, IV.4
Реагент Состав Основная характеристика
Эмульсолы Некаль (раствор) Смесь нефтяных кислот, углеводородов и органических сульфокислот Смесь натриевых солей моно-, ди- и три- бутил пафтал инсул ьфокислот Выпускается по ГОСТ 1975—75 трех марок: Э-1 (А) и Э-2 (5), содержат 14 % асидола, 70—80 % углеводородов; кроме того, в их состав входит этиловый спирт или Этиленгликоль; эмульсол Э-3 (В) содержит 4—7 % асидола или отходов щелочной очистки масел, не ме- нее 50 % (от асидола) сульфокислот и 75—85 % углеводородов Выпускается в виде 16—20 %-ного водного раствора; содержание хлори- стого натрия в исходном продукте не более 0,7 %
Изоктилфосфат Смесь натриевых солей моно- и диэфиров фосфорной кислоты и изооктилового спирта Реагент содержит смесь октилфосфата натрия (около 30 %) и диокт и л фосфата натрия (около 70 %)
Флотол-7,9 Алкил гидроксамо- вые кислоты (фло- тореагенты серии ИМ-50) Смесь 1 -оке и ал килиден -1,1- дифосфо новых кислот с числом углеродных атомов в ра- дикале от 7 до 9 /РО31С R-c( 1 ОН Активной частью реагентов серии ИМ-50 являются гидроксамовые кислоты ХЧИОИ Выпускается по ТУ 6-09-4426—77 в виде водного раствора с содержанием основного вещества 55—65 % ; содер- жание фосфористой кислоты (на 100%-ный продукт) не более 10%; содержание синтетических жирных кислот (на 100%-ный продукт) не бо- лее 10 % Реагент ИМ-50 выпускается по ТУ 6-14-412—79; содержание гидрокса- мовых кислот не менее 72%; карбоно- вых не более 12%; неорганических сульфатов не более 7 %
(R — углеводородный радикал, содержа- щий у реагента ИМ-50 7—9 атомов угле- рода)
Получение и способ применения
Получается смешением кислот (аси-
дола) с углеводородами и спиртами.
Применяются в виде 3—10 %-ных
эмульсий в воде
Получается алкилированием нафта-
лина псевдобутиленом, сульфирова-
нием полученного продукта и нейтра-
лизацией бутилнафгалинсульфокис-
лот. Применяется в виде 1 —10 %-ных
водных растворов
Получается взаимодействием изоокти-
лового спирта и пятиокиси фосфора
с последующей нейтрализацией кис-
лых эфиров едким натром. Приме-
няется в виде 1 —10 %-ных водных
растворов
11олучают взаимодействием синтети-
ческих жирных кислот —С9, трех-
хлористого фосфора и воды с после-
дующим гидролизом продукта. Ис-
пользуется в виде водпых растворов
с применением фторсодержащих мо-
дификаторов при температуре пульпы
не ниже 25 °C
Получаются обработкой метиловых
эфиров карбоновых кислот гидроксил-
аминсульфатом в щелочной среде
в присутствии ПАВ. Применяется
в виде 1—4 %-ных водпых растворов:
подогрев воды выше 50°С при при-
готовлении реагента не допускается.
Рекомендуется применять совместно
с углеводородами и неионогенными
ПАВ
Аспарал-Ф
Тетранатриевая соль N-н-октадецил-N-суль- Выпускается по ТУ 6-14-501—79 с со- Получается на основе октадецилами-
фосукциноил аспаргиновой кислоты со сле- держанием основного вещества не ме- на и малеинового ангидрида. Приме-
дующей формулой нее 36%; содержание свободного ги- няется в виде 1—10 %-ных водных
SO3Na драта окиси натрия 0,5—1 % растворов
1 СОС11г~-СН—COONa
С N— CHCOONa la ui j
ClL,COONa
Анионные (сульфгидрильные) собиратели
Ксантогенаты
Калиевые или натриевые соли алкилксан-
то генов ых кислот с общей формулой
ROcf
\SMe
(Me—К+ или \а+; R — углеводородный
радикал)
Спиртовые аэро-
флоты
Вторичные кислые эфиры алкилдитиофос-
форных кислот с общей формулой
НО., , S
но^
или их соли
R°x
(R — алифатический радикал, Me—К.+, Na+
или NH4*)
Ксантогенаты выпускаются по
ГОСТ 7Э27---75. Этиловый ксаитогенат
калия содержит не менее 93 % актив-
ного вещества, а изопропиловый ксан-
тогенат калия — нс менее 86%; бути-
ловый ксаитогенат выпускается трех
сортов, с содержанием активного веще-
ства соответственно 90, 87 и 85 %; выс-
шие ксантогенаты (амиловый, изоами-
ловый, из фракций спиртов Са—Св,
С7—С9 и др.) содержат от 75 до 90 %
активного вещества. Основные примеси
технических ксантогенатов — карбона-
ты, тио-, дитио- и тритиокарбонаты,
тиосульфаты и сульфаты, сульфиты и
сульфиды калия или натрия, влага
Выпускаются следующие аэрофлоты:
натриево-бутиловый по ТУ 6-02-1013—77
(активность не менее 60%); натриево-
изобутиловый, натриево-изопропило-
вый и этиловый (активность не менее
60 %); могут быть выпущены аэрофлоты
из спиртов С5—Се, С6—С8 и С;—С0, Ос-
новные примеси в технических аэрофло-
тах— сода, поташ, спирты, нятиссрни-
стый фосфор, фосфаты натрия и калия,
сульфиды натрия и калия, свободная
фосфорная кислота
I Ксантогенаты получают путем взаи'
модействия соответствующего спир-
та, щелочи и сероуглерода. Приме-
няются в виде 2—10 %-ных водных
растворов
Получаются нагреванием соответ-
ствующего спирта с пятисернистым
фосфором; при необходимости ней-
трализуют алкилдитиофосфорные
кислоты поташом, содой или угле-
кислым аммонием. Лэрофлоты при-
меняются в виде 5—10 %-ных вод-
ных растворов; аэрофлоты С&—Се,
Cg— С8 и С7—С9 — непосредственно
либо после нейтрализации аммиаком
или поташом в виде 5—10 %-ных
водных эмульсий
272
Продолжение табл. IV.4
Реагент Состав
Гидролизоваиные аэрсфлоты (реаген- ты ТФ) Смеси диалкил- и диарилмонотиофосфатов с диалкил- и диарил дитиофосфатами или их солей RCK .S xSMe и RO. S "P^ ко- ^оме BO-. /SVfe /РЧ. RO 'О (R — алкильный или арильный радикал; Me—Н+, К+, Na+, NH})
Дитиокарбаматы Калиевые или натриевые соли N-ал кил или N-арилдитиокарбаминовой кислоты. В за- висимости от числа алкильных или ариль- ных остатков в молекуле они разделяются на два класса: N-моноарил- или N-moho- алкилдитиокарбаматы с общей формулой HNH~CxSK(» и N-диарил- или N-диалкилдитиокарба- маты с общей формулой в. R j ГР и Pi — угленоповллные пяпикалы!
Основная характеристика
Получение и способ применения
Выпускают реагент ТФ-В — калиевую
или натриевую соль гидролизоваиного
бутилового аэрофлота — двух сортов —
«сухой» и «жидкий». Содержание суммы
ди бутил монотиофосфата и дибутилди-
тиофосфата не менее 40 % в сухом про-
дукте и не менее 64 % — в жидком;
соот ношение дибу ти л монотиофосф ата
к дибутилдитиофосфату для сухого про-
дукта не менее 0,9; для жидкого не ме-
нее 1,4
Получаются нагреванием бутилового
аэрофлота с водой или спиртом до
превращения 40—60 % дитиофосфор-
ных кислот в монотиофосфор ные.
Соли гидролизованных аэрофлотов
применяются в виде 5—10 %-ных
водных растворов; гндролизованные
аэрофлоты применяются непосред-
ственно или в виде эмульсий
Производятся N, N-диэтилдитиокарба-
мат натрия по ГОСТ 8864—71 с содер-
жанием основного вещества не менее
98 % и карбамат «Д» — водный рас-
твор (300—400 г/л) диметилдитиокарба-
мата натрия по СТУ 36-13-586—61,
Перспективными реагентами являются
этилдитиокарбамат калия, диэтилдитио-
карбамат калия, циклогексилдитиокар-
бамат калия (ЦГДК), дициклогексил -
дитиокарбамат калия (ДЦГДК) и гекса-
метиленднтиокарбамат калия (ГМДК)
Получаются при взаимодействии
аминов, сероуглерода и щелочи.
Используются в виде 2—10 %-ных
водных растворов
273
Диалкилтионокар-
баматы
Тиокарбанилид
Меркантобензотиа-
Зол (каптакс)
'Амины С17—С20
первичные, дистил-
лированные
Катионный собира-
тель АНП-2
Тионокарбаматы
/SH
RO(V~
(R и Ri — алкильные радикалы)
1<ОС^
XNI!K
Дифенилтиомочевина
СвН5КН\
c6h5nhz
HNCJI,
HS—С
NC6HS
Производное тиазола
СН
сн
НС
c=s
с—SH
CH 5
CH S
Перспективный реагент этого класса —
о-изопропил-КГ-метилтионокарбамат
(реагент НТК) — С3Н7ОС^ . Он
\NHCH3
выпускается но ТУ 14-10-37—77 с со-
держанием основного вещества не ме-
нее 90 %
Выпускается технический продукт
с температурой плавления 153—155 °C
и плотностью 1,32—1,35 г/см3
Выпускается трех сортов в виде гранул
и порошка с содержанием в техническом
продукте 90—97 % меркаптобензотиа-
зола; гранулы изготавливаются со свя-
зующими добавками и без них, содер-
жат триэтаноламин (до 0,7 %) и стеари-
новую кислоту (до 3,5 %)
Катионные собиратели
Состоят из алифатических аминов RNH3
с аминогруппой в положении 1 (R — угле-
водородный радикал, содержащий 17—
20 атомов углерода)
Смесь хлоргидратов первичных аминов
RNHaHCl с радикалами изостроения, имею-
щими 14—15 атомов углерода
Получается конденсацией изопро-
пил ксантогената с метиламином
в водной среде. Используется непо-
средственно или в виде 2—10 %-ных
водных эмульсий
Получается при нагревании анилина
с сероуглеродом. Применяется непо-
средственно или в виде раствора
в органических растворителях, на-
пример о-толуидине
Получается конденсацией анилина,
серы и сероуглерода. Используется
в виде 2—3 %-ных водных раство-
ров натриевой соли, получаемой
обработкой .мер кап тебе нзотиазол а
едким натром или содой
Согласно ТУ 6-02-740—79 содержание
первичных аминов ие менее 86,0 %,
вторичных не более 6 %, углеводоро-
дов не более 8 %, воды не более 1 %,
средняя молекулярная масса 229—273
Выпускается в соответствии
с ТУ 6-02-1067—76; содержание хлор-
гидратов — первичных и вторичных
аминов и углеводородов не менее 80 %;
воды не более 20%; аминное число
не ниже 11
Синтезируются путем каталитическо-
го гидрирующего аминирования син-
тетических кислот, получающихся
окислением парафина. Применяются
в виде 0,5—5 %-ных водных раство-
ров солей, полученных обработкой
аминов соляной или уксусной кислотой
Получается путем нитрования пара-
финовых углеводородов, последую-
щего гидрирования нитропарафинов,
перевода аминов в хлоргидраты и от-
деления непрореагировавших угле-
водородов. Используется в виде 1—
5 % -ных водпых растворов. Для при-
готовления растворов необходима
умягченная вода или добавка соляной
кислоты в воду
Продолжение табл. IV,4
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Табах Тпиалкилбензиламмоний-хлорид типа ГК\ /R I _ ХСНгС6Н5 (R — содержит в основном 7—9 атомов углерода) Выпускается по временным техниче- ским условиям. Наряду с основным веществом содержатся третичные амины (до 20%), изопропиловый спирт и бензил хлорид Получается взаимодействием третич- ных аминов с бензил хлор ид ом. При- меняется в виде 1—10 %-ных водных растворов или растворов в углево- дородах
Неионогенные собиратели
Керосин
Фракция нефти, состоящая из смеси угле-
водородов различных классов
При флотации могут быть применены
любые керосины; 98 % его перегоняется
при температуре не выше 280—300 °C;
кислотность (мг КОН на 100 мл керо-
сина) не более 1,0—4,5; температура
вспышки не ниже 28—33 °C; керосин
осветительный (ГОСТ 4753—68) не-
скольких марок; 98 % его перегоняется
при температуре не выше 300 °C
Получается перегонкой нефти. При-
меняется непосредственно или в ви-
де 1 —10 %-ных эмульсий в воде
Масла нефтяные
Смесь углеводородов различных классов
При флотации могут быть применены
практически все индустриальные масла
общего назначения (ГОСТ 20799—75),
а также соляровая фракция для техни-
ческих целей (ОСТ 38-1-57—74). Из ин-
дустриальных масел наибольшее значе-
ние имеют масло марки И-30А, с вяз-
костью при 50 °C —(28—33) 10"*в ма/с
и масло И-50А с вязкостью при 50 °C —
(47—55) 10-6 м2.'с. Температура вспыш-
ки этих масел не ниже 200 °C, а темпе-
ратура застывания не ниже —15—
—20 °C. Соляровая фракция имеет вяз-
кость при 50 °C (6—9) ! СГв м2/с и ее
температура вспышки не ниже 120 °C
Получаются дистилляцией масляных
фракций нефти, подвергаемых кис-
лотно-щелочной очистке. Приме-
няются непосредственно или в виде
1 —10 %-ных эмульсий в воде
275
Экстракты очистки
масляных дистил-
лятов
Этинилвинилалки-
ловые эфиры
Хлоргидринные
этаноламиды жир-
ных и смоляных
кислот (реагенты
ИУМ-461 и
ИУМ-490)
Смесь нефтяных углеводородов различных
классов, преимущественно алкиларомати-
ческих углеводородов
Соединение типа ROCH=CH—С = СН (R —
алкильный радикал нормального или изо-
строения)
Смеси этаноламидов кислот типа
rcon;
xcji4oh
(R — углеводородный радикал, R'-—Н или
С2Н4ОН), Na-хлоргидринных, хлоргидрин-
ных моно- и диэтанол амидов кислот
По ТУ 38-101229—72 выпускается реа-
гент ГФК-1, представляющий смесь
остаточного и дистиллятного экстрактов
фенольной очистки масел. Содержание
фенола не более 0,005 %. Кинематиче-
ская вязкость при 100 °C (15—25)Х
X 10"6 м2/с. На основе различных экс-
трактов очистки масляных дистиллятов
может быть получен реагент ИМ-5 не-
скольких марок. Марка А содержит
не менее 65 % экстракта фенольной
очистки, а марка ЛГМ-5 — не менее
65 % экстракта фурфурольной очистки.
В состав обоих продуктов входит около
35 % керосина или солярового дистил-
лята
Наиболее перспективный реагент этого
класса — МИГ-4Э — этинил винил бути-
ловый (или изобутнловый) эфир. Содер-
жание основного вещества не менее
60 %; основная примесь (10—30 %)
дибутиловый ацеталь тетролового аль-
дегида
Активная часть реагента ИУМ-461
представлена моноэтанол амидом кис- :
лоты CH3(CH2)ieCONHC2H4OII, Na —
хлоргидридным монаэтаноламидом кис-
лоты
CH3(CH,)7-CH-CH-(CH2)TCONHC2H4OH
I I
(ONa)Cl CI(ONa)
и хлоргидринным моноэтанол амидом
кислоты
СН3(СН2)7-СН— CH-(CH2);CONHC2H4OH
(ОН)С1 С1(ОН)
Содержание активной части не менее
60 % . Активная часть реагента ИУМ-490
представлена аналогичными ИУМ-461
диэтаноламидами; содержание активной
части не менее 55 %. На основе смоля-
ных кислот может быть получен ана-
логичный по составу реагент ИУМ-465
Реагент И54-5 получается добавле-
нием жидких нефтяных углеводоро-
дов к экстрактам очистки масляных
дистиллятов. Реагент ГФК-1 полу-
чается смешением остаточного и ди-
стиллятного экстрактов. Исполь-
зуется непосредственно или в виде
1—10 %-ных эмульсий в воде
Получается взаимодействием спиртов
с диацетиленом, содержащимся в га-
зах пиролиза. Применяется непо-
средственно или в виде 1—5 %-ных
растворов в керосине или в виде
эмульсий
Получают амидированием хлорги-
дринных производных жирных кис-
лот моно- или диэтаноламином. При-
меняются в виде 1—5 %-ных водных
растворов
*2 Табл и ц а IV.5
<71 Л
Основные флотационные реагенты-пенообразователи
Реагент Состав | Основная характеристика Получение и способ применения
Неионогенные пенообразователи
Третичный гексило-
вый спирт (реагент
ТГС)
2-метил-пентанол-2
Пенообразователь
Т-66
Смесь кислородсодержащих соедине
ний с преобладанием диоксановых
спиртов (40—45 %) и низким содер-
жанием метилбутандиола
Пенообразователь ЛВ
Метилизобутилкарби-
нол (МИБК)
Смесь кислородсодержащих соедине-
ний с преобладанием диоксановых
спиртов (35—55 %), метилбутан-
диола (20—30 %) высших эфиров,
спиртов, диолов и триолов синтеза
изопрена из формальдегида (25—
35%)
СН3~СН-С112-СН-СН3
I I
ОН СН3
Пенообразователь
ИМ-68
Смесь алифатических спиртов, содер-
жащих 6—8 атомов углерода в ра-
дикале
Пенообразователь
ВВ-2
Смесь кислородсодержащих продук-
тов, в состав которых в основном
Выпускается по ВТУ с содержанием
основного вещества не менее 90 %,
олефинов Се не более 0,5%; воды не
более 9,5 %
Выпускается двух сортов, В первом —
содержание легкой фракции (до 170 °C)
не должно превышать 10%, а во вто-
ром 25 % . Содержание диметилдиокса-
на не более 2 % . Температура вспыш-
ки не ниже 80 °C
Выпускается по ТУ 38-30311—78 с со-
держанием органических пенообразую-
щих веществ не менее 85 %. Содержа-
ние ди метил диоксан а не более 0,25 %.
Температура вспышки не ниже 80 °C
Выпускается по ТУ 6-02-891—78 с со-
держанием основного вещества не ме-
нее 91 %; содержание ацетона не бо-
лее 1,5 %, влаги не более 0,5 %
Содержание спиртов — 96 %, причем
в основном спирты имеют изостроение;
допускается содержание некоторого ко-
личества нонилового спирта; альдеги-
дов не более 2 %; кислотное число
не более 2
Выпускается по ТУ 59-77—75. Гидро-
ксильное число реагента не менее 17 % ;
Получается сернокислотной гидратацией
димера пропилена. Используется в виде
водных растворов или эмульсий
Получается из масляного слоя высоко -
кипящих побочных продуктов производ-
ства диметилдиоксана. Применяется не-
посредственно или в виде 5—20 %-ных
эмульсий в воде
Получается из водного слоя высококи-
пящих побочных продуктов производства
диметилдиоксана. Применяется непосред-
ственно или в виде водных растворов
любой концентрации
Получается конденсацией ацетона с по-
следующей дегидратацией и восстановле-
нием продуктов реакции. Применяется
непосредственно или в виде 5—10 %-ных
эмульсий в воде
Получается методом оксосинтеза из не-
предельных углеводородов, содержащих-
ся в крекинг-бензине. Применяется не-
посредственно или в виде 1—5 %-ных
эмульсий в воде с добавлением стабили-
заторов (алкилсульфатов, неионогенных
ПАВ)
Получается в качестве побочного про-
дукта при производстве тетрагидрофур-
Пенореагент
входят двух- и трехатомные спирты
(1,5-пентадиол, 1,2-пентадиол;
1,4,5-пентатриол и др.)
Смесь предельных и непредельных
спиртов с 4—8 атомами углерода
в радикале
Циклогексанол
Циклический спирт
оп
Масло «X»
Смесь дициклогексанона, цикло-
гексиловых эфиров дикарбоновых
кислот, циклогексанола и других
кислородсодержащих соединений,
а также углеводородов
Кубовые остатки от
дистилляции бутило-
вых спиртов
Пенообразователь
СФК
Смесь октиловых спиртов и спиртов,
содержащих более восьми атомов
углерода в радикале, ацеталей,
сложных эфиров и альдегидов; со-
держит небольшое количество бути-
лового спирта
Смесь нормального амилового спир-
та, циклопентанола, циклогексано-
ла и углеводородов
количество перегнанного реагента до
200 °C (при остаточном давлении 1,9—
2,6 кПа) не менее 75 %
Выпускается по ТУ 6-03-358—74 с со-
держанием спиртов 45% (в пересчете
на гексиловый); примеси — бутиловый
спирт (не более 3 %), углеводороды,
альдегиды, смолы и вода
Выпускается по СТУ 6-03-358—74 с со-
держанием циклогексанола не менее
96%, воды 0,2— 0,3 % и циклогекса-
нона около 4 %. При наличии более
5 % воды существенно снижается тем-
пература застывания технического про-
дукта
Содержит 5—15% циклогексанола,
около 20 % циклогексиловых эфиров
дикарбоновых кислот, около 40 % ди-
циклогексанона, 2—5 % воды и угле-
водороды; температура застывания не
выше —50 °C
Выпускается но ВТУ; содержание орга-
нических веществ не менее 95%; кис-
лотное число не выше 3
Выпускается по ТУ 6-03-465—79 двух
марок. В марке А содержание спир-
тов, включая циклогексанол, — не ме-
нее 72 %, в марке Б — не менее 60 % .
Содержание углеводородов не бо-
лее 2 %. Температура вспышки не ни-
же 40 °C
фурилового спирта. Используется не-
посредственно или в виде водных рас-
творов
Побочный продукт при синтезе дивин и-
лового синтетического каучука. Приме-
няется непосредственно или в виде 2—
5 %-ных эмульсий в воде, стабилизиро-
ванных алкилсульфатами или другими
ПАВ
Циклогексанол, пригодный для флота-
ции, получается окислением циклогекса-
нона и восстановлением анилина до
циклогексил а ми на с последующим его
переводом в циклогексанол. Применяет-
ся в виде водных растворов или эмуль-
сий
Кубовый остаток от ректификации цик-
логексанола. Применяется непосред-
ственно или в виде растворов и эмуль-
сий
Отход производства бутиловых спиртов.
Применяется непосредственно и в виде
1—5 % -ных эмульсий в воде, стабилизи-
рованных ПАВ
Получается при производстве капролак-
тама путем дополнительной ректифика-
ции побочного продукта дегидрирования
циклогексанола. Применяется непосред-
ственно и в виде эмульсий и водных
растворов
Продолжение табл. IV.5
QO Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Пенообразователь ОПСБ Смесь монобутиловых эфиров поли- пропиленгликолей типа С4нэ—О-(С3Н0О) Н, (п = 2; 3; 4) Выпускается по ТУ 6-03-09-8—73 сле- дующего фракционного состава: фрак- ция 60—105 °C не более 8 %; фракция 105—155 °C не более 40%; остаток не более 52 % (остаточное давление 1,3 кПа) Получается конденсацией бутилового спирта с окисью пропилена в присут- ствии щелочного катализатора. Исполь- зуется в виде водпых растворов или эмульсий
Пенообразователь Э-1 Смесь монобутиловых эфиров поли- этиленгликолей со следующей фор- мулой С4НЭ—0—(СН2СН2О),гН (п = = 2; 3; 4) Выпускается двух марок — Э-1 (а) и Э-1 со следующим фракционным соста- вом: фракция до 112 °C не более 30%; фракция 112—180 °C не менее 25%; остаток не более 45 % (при остаточном давлении 0,26 кПа) Получается взаимодействием окиси эти- лена с бутанолом заводов СК (Э-1) или взаимодействием окиси этилена со смесью хлоргидринов низших полиэтилен гл и ко- лей [Э-1 (а)]. Применяется в виде 3— 5 %-ных водных растворов
Диал кил фталаты Эфиры али ортофталево НС ПС фати 3 ки СН ческих спиртов и слоты О с - Х0К .0 С-С^ Наибольшее применение при флотации нашел диметилфталат (ДМФ); содержа- ние основного вещества 99%; кислот- ное число не более 0,07 Получается взаимодействием спиртов с фталевым ангидридом. Применяется непосредственно или в виде водных эмульсий
сн
Эмульгатор ОП-4 (R — алифатический радикал, содер- жащий 1—4 атомов углерода) Смесь полиэтиленгликолевых эфиров моно- и диоктилфенолов Выпускается но ТУ 6-02-997—75. Со- держание влаги в продукте не бо- лее 0,5 % Получается взаимодействием алкилфено- лов с окисью этилена. Применяется в виде 1—10%-пых водных эмульсий
о(сн2спго)л СЙгСНгОН
R L1
Вспомогательные ве- (R — алкильный остаток, содержа- щий в основном 8—10 атомов угле- рода; Ri = R или Н; п — в среднем равно 2—3) Смесь полиэтиленгликолевых эфиров Выпускаются по ГОСТ 8433—57. Со- Получаются обработкой моно- и диоктил-
щества ОП-7 и ОП-10 моно- и диоктилфенолов. Структур- ная формула реагентов к о(снгснго)я СНг СН2О11 Ki (R — алкильный радикал, содержа- щий 8—10 атомов углерода; R, = R или Н; п — в среднем равно 5—6 для ОП-7 и 9—11 для ОП-10) держание влаги в продуктах не более 0,5%. В отдельных случаях ОП-7 и ОП-10 выпускаются в виде 38— 40 %-ных водных растворов фенолов окисью этилена. Применяются в виде 1—5 %-ных водных растворов
Масло флотационное желтое Смесь терпеновых водородов спиртов и угле- Содержание терпеновых спиртов во фло- томасле не менее 60 %; воды не более 4 %, кислотное число не более 1,5 Получается при вакуумректификации сульфатного скипидара. Применяется не- посредственно или в виде эмульсий в воде
Масло флотационное (окисленный скипи- дар) Смесь терпеновых дородов и фенолов спиртов, углево- Содержание терпеновых спиртов не ме- нее 44 %, фенолов не более 7 % и воды не более 3 %; кислотное число не более 2 Получается окислением очищенного сухо- перегонного скипидара кислородом воз- духа. Применяется непосредственно или в виде эмульсий в воде
Терпинеол техниче- ский Смесь терпеновых водородов спиртов и угле- Содержание терпеновых спиртов (счи- тая на терпинеол)— не менее 40%, влаги— нс более 1,5% Получается в качестве отхода при по- лучении терпинеола из скипидара. При- меняется непосредственно или в виде эмульсий в воде
Масло флотационное сосновое СМФ Смесь терпеновых водородов спиртов и угле- По ГОСТ 6792—74 выпускается экстрак- ционное или сульфатное сосновое масло трех сортов. Содержание спиртов (в пе- ресчете на терпинеол) составляет не ме- нее 75 % для высшего сорта, не менее 65 % — для первого и не менее 50 % для второго. Кислотное число реаген- тов 1,0—1,5; содержание воды — не более 2 % Получается экстракцией соснового осмо- ла. Применяется непосредственно или в виде эмульсий в воде
Масло флотационное сосновое СУМФ Смесь терпеновых дородов и фенолов спиртов, углево- Выпускается по ГОСТ 6792—74; содер- жание терпеновых спиртов не менее 50 %, фенолов не более 5 %, воды не более 1 %; кислотное число пе более 0,9 Получается сухой перегонкой соснового осмола. Применяется непосредственно или в виде эмульсий в воде
& Продолжение табл. IV.5
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Анионные пенообразователи
Трикрезол Техническая смесь орто-, пара- и ме- такрезолов В зависимости от технологии крезол вы- рабатывается двух марок Л и Б. Они со- держат метакреэола не менее 28—33 % ; ортокреэола не более 5 %; нейтраль- ных масел не более 0,5 %; воды не бо- лее 0,8—1 %; фенола не более 32 % (марка А) или не нормируется (мар- ка Б) Получается ректификацией сырых фено- лов каменноугольной смолы. Приме- няется непосредственно и в виде 2— 10 %-ных эмульсий в воде
Рафинированный ал- кил ар ил сульфон ат (реагент РАС) Смесь натриевых алкиларилсульфо- натов типа Содержание активного вещества не ме- нее 45 %; сернокислого натрия не бо- лее 4 %; несульфируемых веществ не более 1 %; соды не более 3 % Получается рафинированием сульфокис- лот керосиновых фракций с последую- щей нейтрализацией их содей в водной среде
R .^OjNa
(R — алкильный радикал, содержа- щий 5—11 атомов углерода); натрие- вые соли нефтяных сульфокислот
Катионные пенообразователи
Пиридиновые основа- ния, тяжелые камен- ноугольные Смесь органических оснований и нейтральных веществ Содержание основного вещества не ме- нее 80%, воды не более 7%; смоли- стых примесей не более 3 % Получаются из нафталиновой или по- глотительной фракций каменноугольной смолы. Могут быть применены непосред- ственно или в виде 1—10 %-ных эмуль- сий в воде
Таблица IV.6
Основные флотационные реагенты-модификаторы
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Неорганические модификаторы флотации
Сернистый натрий технический Na3S Выпускается ио ГОСТ 596—78 трех сортов в плавленом (монолит) и сыпучем (че- шуйки) виде. Содержание основного веще- ства в продукте высшего сорта 70 %, пер- вого сорта 66%, второго сорта 63 %. Производится также плавленый печной сернистый натрий; содержание основного вещества не менее 60%. Основные при- меси: сульфит, сульфат, тиосульфат, хло- рид натрия и вода [ Получается главным образом восстанов- лением серосодержащих солей натрия углем или коксом. Применяется в виде 5—20 %-ных водных растворов
Сульфогидрат на- трия NaHS Сульфогидрат натрйй технический из от- ходящих газов выпускается но ОСТ 6-08-8—79 в виде водного раствора, содержащего не менее 22 % NaHS и не более 3 % Na2S Получается при поглощении сероводо- рода из промышленных или природных газов водными растворами соды, едкого или сернистого натрия. Применяется в виде 5—20 %-пых водных растворов
Сульфит натрия N3 QO Na3SO3 Выпускается в виде сульфита натрия кристаллического NaaSO3-7H2O (ГОСТ 903—76) и сульфита натрия без- водного Na2SO3 (ГОСТ 5644—75). Суль- фит натрия кристаллический технический содержит NaaSO3*7H2O не менее 91 %, основные примеси — карбонат натрия Na2CO3- ЮН2О 0,3—2,5 % и железо 0,0006—0,025 %. Сульфит натрия безвод- ный технический содержит не менее 93 % NaaSO3 Сульфит натрия кристаллический полу- чается поглощением сернистого ангидри- да раствором соды или перекристалли- зацией сульфита натрия — побочного продукта производства фенола. Сульфит натрия безводный получается кристал- лизацией из концентрированных раство- ров или путем обезвоживания кристал- лического сульфита натрия. Использует- ся в виде 5—15 %-ных водных раство- ров. В ряде случаев применяется в со- четании с солями поливалентных метал- лов. Вместо сульфита натрия может быть использована сернистая кислота или сернистый ангидрид
Продолжение табл. IV.6
_____________________
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Тиосульфат натрия кристаллический (гипосульфит на- трия) Ца25йО3- 5Н3О Технический тиосульфат выпускается но ГОСТ 244—76; содержание основного ве- щества не менее 98 %, железа нс более 0,003 %, 'ерастворимого в воде остатка не более 0,05 % Получается взаимодействием сульфита натрия и серы. Применяется в виде 5— 25 %-ных водных растворов. В ряде случаев применяется в сочетании с со- лями поливалентных металлов
фтористый натрий технический NaF Выпускается по ГОСТ 2871—75 следую- щих сортов: первого (содержание основ- ного вещества не менее 95 %), второго (содержание основного вещества не ме- нее 80 %). Кроме того, выпускается фто- ристый натрий содовый с содержанием основного вещества не менее 70 % Получается разложением содой водной суспензии кремнефтористого натрия или его смеси с фтористоводородной кисло- той, а также карбонатно-аммиачным спо- собом при утилизации фторсодержащих газов производства обеефторенных фос- фатов, Применяется непосредственно или в виде 2—3 %-ного водного раствора
Кремнефтористый натрий техниче- ский Na^iFe Выпускается по ГОС*Г 87—77 двух сортов; с содержанием кремнефтористого натрия не менее 98 % (высший сорт) и не менее 95 % (I сорт). Массовая доля нерастворимого в воде остатка не более 1—2 %. Кроме того, выпускаются влажный кремнефтори- стый натрий с содержанием основного ве- щества не менее 95 % и разбавленный кремнефгористый натрий с содержанием основного вещества не менее 30 %. Основ- ные примеси: соляная кислота, вода; раз- бавленный кремнефтористый натрий содер- жит также инертный наполнитель Получается взаимодействием кремнефто- ристоводородной кислоты и концентри- рованного раствора хлористого натрия или сульфата натрия. Применяется в виде 0,5 %-ных водных растворов или суспензий в воде
Цианистый натрий технический NaCN Выпускается по ГОСТ 8464—79 двух сор- тов. Содержание цианистого натрия не ме- нее 90 % (I сорт) и не менее 87 % (II сорт). Основные примеси: углекислый натрий (1,4—3%), хлористый натрий (3 %), едкий натр (1—2 %), влага (3— 5 %) Получается сплавлением цианамида каль- ция с углем и поваренной солью. При- меняется в виде 5—10 %-ных водных растворов, в ряде случаев используется совместно с цинковым купоросом в виде комплексных солей
Цианистый калий KCN Выпускается по ГОСТ 8465—79 двух сор- Получается сплавлением цианамида
технический тов. Содержание цианистого калия не ме- нее 95 % (I сорт) и не менее 93 % (11 сорт). Основные примеси: углекислый калий (1 %), едкие щелочи (1 % в пересчете на КОН) и небодьшие количества сульфидов и влаги
Силикат натрия растворимый Смесь силикатов (п/т — 2,2—3,5) натрия nSiO3mNa2O Выпускается в виде глыбы и гранулята, использующихся для приготовления на- триевого жидкого стекла. Силикат натрия содовый содержит (на прокаленное веще- ство) кремнезема 71,5—76,5%, окиси на- трия 22,5—27,5. Силикат натрия содово- сульфатный содержит (на прокаленное ве- щество) кремнезема 71,5—73,5%, окиси натрия 25,3—27,3 %
Стекло натриевое жидкое Водный раствор силикатов натрия Выпускается двух сортов: содовое и со- дово-сульфатное. Содержание кремнезема и окиси натрия в содовом стекле соответ- ственно 31—33 и 10—12%, а в содово- сульфатном — 28,5—29,5 и 10—11%. Си- ликатный модуль 2,65—3,40 (содовое) и 2,65—3,00 (содово-сульфатное). Основные примеси: окиси железа, алюминия и каль- ция (0,45—0,65 %)
ОО Сода кальциниро- ванная техниче- ская №2СО3 Выпускается нескольких сортов: сода тех- ническая (ГОСТ 5100—73) двух сортов, содержание основного вещества 99—99,2 % ; сода кальцинированная техническая из не- фелинового сырья (ГОСТ 10689—75) трех сортов, содержание основного вещества не менее 96,5 (1 сорт), 90,5 (II сорт), 87 % (III сорт), примесь поташа (2—6,5 %), сульфата калия (1,5—6,5%); сода синте- тическая (ГОСТ 5100—73) двух сортов, со- держание основного вещества ие менее 99%; природная сода (СТУ 21-522—65), содержащая от 72 до 92 % углекислого на- трия; сода кристаллическая (ТУ МХП 1642—47), содержащая до 50 % углекислого натрия
кальция с хлористым или углекислым
калием. Применяется в виде 5—
10 %-ных водных растворов
Получается сплавлением кварцевого
песка с содой или сульфатом натрия и
углем при температуре 1300—1500 °C.
Применяется для получения натриевого
жидкого стекла путем автоклавного или
безавтоклавного растворения в воде
Получается автоклавным или безавто-
клавным растворением стекловидных
силикатов натрия. Применяется в виде
1—40 %-ных растворов в воде
Получается в основном аммиачным спо-
собом из хлорида натрия. Применяется
в виде 5—10 %-ных водных растворов
Продолжение табл. IV.6
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Бихромат натрия технический №2Сг2О7- лН2О Выпускается по ГОСТ 2651—78 следующих марок: плавленый, кристаллический (I и II сорта), гранулированный безводный и гранулированный водный I и II сортов. Содержание хромового ангидрида в плав- леном не менее 70 %, в кристаллическом не менее 75%, в гранулированном без- водном не менее 74 %, в водном не менее 71—72,5 % . Основные примеси — сульфа- ты и хлориды железа (не более 0,1—0,7 %) Получается при окислительном прокале измельченного хромита в смеси с содой и доломитом, с последующим выделе- нием из плава. Применяется в виде 10—30 %-ного видного раствора
Калий железосине- родистый (красная кровяная соль) K3[Fe(CN)6] Выпускается по ГОСТ 4206—75. Содержа- ние железосинеродистого калия в реагенте не менее 96 %. Основная примесь — хло- ристый натрий (1 — 1,5 %) Получается окислением железистосине- родистого калия. Применяется в виде 5—25 %-ных водных растворов
Калий железисто- синеродистый тех- нический (желтая кровяная соль) K.i[Fe(CN)e]3H2O Выпускается по ГОСТ 4207—75 двух сор- тов. Содержание основного вещества не ме- нее 98,5% (I сорт) и не менее 96 % (Псорт). Основная примесь — хлориды (0,5— 0,8 % в пересчете на хлор-ион) Получается при взаимодействии циани- стого калия с железным купоросом. Применяется в виде 5—15 %-ных вод- ных растворов
Триполифосфат на- трия Na#PgOjo Выпускается по ГОСТ 4207—75. В техни- ческом продукте массовая доля РаО5 не менее 53,5 % Получается прокаливанием солей фос- форной кислоты. Применяется в виде 5—10 %-ных водных растворов
Полифосфат натрия (MaPO3)rt (n в основном равно 3 Выпускается по ГОСТ 20291—80 двух ма- Продукт термической дегидратации моно-
технический или 6) рок А и Б. Массовая доля Р2О6 не ме- нее 61,5% (марка А) и 52 % (марка Б); неактивных фосфатов не более 7—8 % натрийфосфата, полученного при взаимо- действии термической или экстракцион- ной фосфорной кислоты с технической кальцинированной содой. Применяется в виде 5—10 %-ных водных растворов
Трииатр ийфосфат технический Na3PO4-ftH2O Выпускается по ГОСТ 201—76 в виде одноводного (не менее 38,8 % Р2О6) и две- надцативодного (не менее 18,5 % Р2ОБ) Получается нейтрализацией фосфорной кислоты углекислым натрием. Приме- няется в виде 5—15 %-ного водного раствора
Натрий пирофос- форнокислый трех- замещенный Na^PjjO? Содержание фосфора общего не менее 31,5 % (в пересчете на Р2ОБ); нераствори- мых в воде веществ не более 0,08 %; хлоридов не более 0,8 % Продукт термической дегидратации со- лей фосфорной кислоты. Применяется в виде 5—10 %-ных водных растворов
Реагент ИМД-10 Смесь гексатиогипофосфата натрия Содержит гексатиогипофосфата натрия Получается взаимодействием треххлори-
Na4P2Se, тритиофосфата натрия (около 27 %), тритиофосфата натрия стого фосфора с сульфидом натрия. При-
Na3PS3, сульфида натрия и продук- (около 11 %), сульфид натрия и продукты меняется в виде 5—10 %-ных водных
Купорос ЦИНКОВЫЙ
Купорос железный
технический
тов его окисления и хлорида натрия
ZnSO4-7H2O
FeSOr7H2O
Медный купорос CuSOr5H2O.
Алюминий серно-
кислый техниче-
ский
Al2(SO4)3-ftH3O
Кислота серная H2SO4
285
его окисления (25 %), хлорид натрия
(около 35 %), фосфит, пирофосфит и др.
Выпускается по ГОСТ 8723—75 трех сор-
тов; содержание цинка не менее 36—39 %
(на безводный продукт)
Выпускается по ГОСТ 6981—75 двух сор-
тов; содержание FeSO4 в продукте I сорта
не менее 52%, а в продукте II сорта не
менее 47 %. Содержание свободной серной
кислоты не более 0,3 % (1 сорт) и не бо-
лее 1 % (II сорт). Кроме того, выпускается
железный купорос— отход производства
двуокиси титана, содержащий до 5 % при-
месей
Выпускается по ГОСТ 19347—74 двух ма-
рок А и Б. Содержание CuSO4-5H2O в про-
дукте марки А не менее 98—99 %, в про-
дукте марки Б не менее 93—95 %, сво-
бодной серией кислоты не более 0,25—
0,3 % . Выпускается также медный купорос
из медьсодержащих отходов, содержащий
не менее 85 % основного вещества и нс бо-
лее 0,5 % свободной серной кислоты
Алюминий сернокислый технический очи-
щенный выпускается по ГОСТ 12966—75
высшего, I и П сортов. Содержание окиси
алюминия в продуктах составляет 14 —
16,3%. свободной серной кислоты не бо-
лее 0,05—0,1 % , нерастворимого остатка
не более 0,3—0,7 %. Кроме того, по
МРТУ 6-08-82—68 выпускается нефелино-
вый коагулянт, содержащий сернокислый
алюминий
Кислоты
Выпускается по ГОСТ 2184—77 несколь-
ких сортов: контактная (содержание моно-
гидрата не менее 92,5—94 %), башенная
(содержание моногидрата не менее 75 %),
регенерированная (содержание моногидра-
та не менее 91 %). Основные примеси —
□кислы азота, железо, мышьяк, марганец
и Др.
растворов
Получается прп растворении в серной
кислоте цинксодержащего сырья. При-
меняется в виде 10—15 %-ных водных
растворов
Выделяется из растворов, получающих-
ся при травлении стали серпов кисло-
той. Применяется в виде 1-10 %-ных
растворов
Получается путем обработки серной
кислотой медьсодержащих продуктов.
Применяется в виде 5—20 % -ных вод-
ных растворов
Получается взаимодействием окиси алю-
миния с серной кислотой. Нефелиновый
коагулянт получается обработкой нефе-
лина серной кислотой. Применяется
в виде 5—10 %-ных водных растворов
Мпоготоипажпый продукт химической
промышленности, получаемый из пирита,
серы или сернистого газа — отхода ме-
таллургических предприятий. Исполь-
зуете я непосредственно или в виде вод-
ных растворов
g Продолжение табл. IV. 6
Реагент Состав Основная характеристика Получение и способ применения
Кислота соляная Водный рода НО раствор хлористого БОДО- Выпускается по ГОСТ 857—78 и ТУ 6-01-1194—79. Содержание хлористого водорода в продукте составляет не менее 27,5 % Получается в основном при растворении в воде продукта взаимодействия хлора и водорода, а также в качестве отхода некоторых производств органических продуктов. Применяется непосредственно или в виде водных растворов
Кислота фтористо- водородная техни- ческая Водный рода HF раствор фтор истого водо- Выпускается по ГОСТ 2567—73 несколь- ких сортов; содержание фтористого водо- рода 30—70 %. Основные примеси: крем- нефтористоводородная (0,5—0,02 %) и серная (0,1—0,02%) кислоты В большинстве случаев получается рас- творением газообразного фтористого во- дорода в ноде. Применяется в виде 5— 10 %-ных водных растворов
Кислота ортофос- форная термиче- ская (техническая) Н3РО4 Выпускается по ГОСТ 10678—76, содер- жание ортофосфорной кислоты не менее 73 % Получается гидратацией фосфорного ан- гидрида, образующегося при сжигании желтого фосфора. Применяется в виде водных растворов
Основания
Натр едкий техни- ческий (сода кау- стическая) №011 Выпускается твердый и жидкий (ГОСТ 2263—79). Содержание едкого натра в твердом продукте колеблется от 92 до 96 %, в жидком от 42 до 50 %. В качестве основных примесей содержит углекислый натрий (в твердом 2—3%, а в жидком 0,6—2,5%), хлористый натрий (в твер- дом 1—3,7%, в жидком 0,05—4 %) В основном получается электролизом раствора хлористого натрия. Приме- няется в виде 5—15 %-ных водных растворов
Известь Активная часть кальция СаО извести — ОКИСЬ В зависимости от исходного сырья негаше- ная известь выпускается (ГОСТ 9179—77) трех видов; маломагнезиальная, магне- зиальная и доломитовая. Содержание ак- тивных СаО и MgO (в зависимости от вида и сорта) колеблется от 60 до 85 % (на сухое вещество). Содержание негасящего остатка составляет 7—25%. Выпускается также известь пушонка (отход) по ТУ 6-01-1194—79 Негашеная известь получается обжигом известняка; гашеная — при действии воды на негашеную известь. Приме- няется в виде водного раствора (извест- ковая вода) или суспензии в воде (известковое молоко)
Органические модификаторы флотации
Низкомолекулярные органические модификаторы
Щавелевая кислота
ноос-соон
Выпускается по ТУ 6-14-1047—79; содер-
жание основного вещества не менее 95 %
Получается биохимическим синтезом из
углеводов. Применяется в виде 1—
8 %-ных водных растворов
Высокомолекулярные органические модификаторы (олигомеры и полимеры}
Крахмал
Смесь неразветвленных (амилоза) и
разветвленных (амилопектин) поли-
глюкозидов типа
Выпускается по ГОСТ 7697—66 и
ГОСТ 7699—78, В зависимости от проис-
хождения крахмала содержание амилозы
составляет 15—25%, а амилопектина
75—85 %. На каждые 100—2000 элемен-
тарных звеньев молекул амилопектина
приходится одна молекула фосфорной
кислоты, связанной в виде эфира, Влаж-
ность обычно не превышает 20%, а со-
держание золы не более 1 %
Выделяется из растительных продук-
тов — картофеля, маиса и др. Крахмал-
содержащие отходы (заменителя крах-
мала) — картофельная мезга и отходы
мукомольного производства.Применяется
в виде 0,5—3 %-ных водных растворов,
получающихся кипячением в воде; в ряде
случаев при приготовлении растворов
вводится едкий натр или сода
Декстрин
Смесь полисахаридов, образующих-
ся при деструкции крахмала
Танниды
Природные танниды подразделяются
па конденсированные и гидролизуе-
мые. К конденсированным относятся
экстракты квебрахо, австралийской
акации. Точное строение продуктов
не известно. Они содержат звенья
многоатомных фенолов. К гидроли-
зуемым относятся- дубильная кис-
лота, экстракты каштана, ели, дуба
и нвы. Они в основном состоят из
эфиров глюкозы и фенолокарбоно-
вых кислот
Выпускаются по ГОСТ 6034—74 карто-
фельный и кукурузный декстрины, каж-
дый трех сортов в зависимости от цвета и
применяемого при деструкции катализа-
тора. Влажность продуктов нс выше 5 %.
Кислотность (в мл 0,1 М раствора едкого
натра на 100 г абсолютно сухого декстри-
на) — 50—70 (для картофельного декстри-
на) и 40—60 (для кукурузного)
Основные танниды, производящиеся
в СССР, — экстракты дубовый, еловый и
ивовый. Экстракт дубовый (твердый) со-
держит около 45 % таннидов, а жидкий —
около 25%. Экстракты еловый и ивовый
около 37—40 % таннидов
Получается нагреванием крахмала
в присутствии разбавленных минераль-
ных кислот или сернокислого алюми-
ния. Применяется в виде 0,5 —
5 %-пых водных растворов
Экстракты получаются путем обработки
стружки и коры горячей водой с добав-
лением или без добавления бисульфита
и последующего упаривания получен-
ных растворов. Могут быть применены
в виде 2—10 %-ных водных растворов
g Продолжение табл, IV.6
00_____________________
Реагент
Состав
Основная характеристика
Получение и способ применения
Натрийкарбоксиме-
тилцеллюлоза тех-
ническая (КМЦ)
Натриевая соль целл юл озог л и ноле-
вой кислоты
Этансульфонат цел-
люлозы
Сульфат целлюло-
зы
Натриевая соль простого эфира цел-
люлозьГи этапсульфокислоты
CH2oCH2S05Na
(п = 200—600)
Сернокислый эфир целлюлозы
(п = 200—500)
Выпускается по ОСТ 6-05-386—80. Содер-
жание основного вещества в продукте
I сорта не менее 50 %, в продукте II сорта
не менее 45 %. Для гор но-хи ми ческой про-
мышленности предусмотрен выпуск КМЦ
со степенью этерификации 65—90 и сте-
пенью полимеризации 300—450 (марки
85/350, 75/400). Для горно-обогатитель-
ной— со степенью этерификации 45—65
и степенью полимеризации не менее 500
(марка 55/500). Содержание примесей (сво-
бодного едкого натра, карбонатов натрия
и др,) в КМЦ 85/350 и 75/400 не норми-
руется, а в КМЦ 55/500 —26%. Раство-
римость КМЦ 85/350 и 75/400 в воде 98 %,
а КМЦ 55/500 в 3 %-ном водном растворе
едкого натра 98 %
Выпускается в опытно-промышленном мас-
штабе. Содержание в продукте нераство-
римых в воде примесей не должно превы-
шать 5 %, хлористого натрия не бо-
лее 1 %, влаги 8—10 %
Выпускается в опытно-промышленном мас-
штабе. Содержание сульфата целлюлозы
не менее 40%, основная примесь — сер-
нокислый натрий. Влажность — не бо-
лее 20 %
Получается взаимодействием щелочной
целлюлозы с монохлорацетатом натрия
или монохлор уксусной кислотой. При-
меняется в виде 0,5—5 %-ных водных
растворов
Получается мерсеризацией целлюлозы
и обработкой ее хлорэтансульфонатом
натрия. Применяется в виде 0,5—
5 % -ных водных растворов
Получается сульфированием целлюлозы
серным ангидридом в среде сернистого
ангидрида и нейтрализацией продукта.
Применяется в виде 0,5—5 %-ных вод-
ных растворов
Концентраты суль-
фит но-дрож ж свой
бр ажки
Смесь кальциевых солей лигпосуль-
фононых кислот с примесью сахаров
и минеральных веществ
10 Заказ 219 289
Нитролигнин
Олигосахариды
целлюлозы
Полиоксиэтилен
(полиокс)
Мочевино-формаль-
дегидные смолы
Полиакриламид-
гель
Смесь нитропроизводных лигпина
с примесью щавелевой кислоты и
3,5-д и нитрита н кол а
Полисахариды типа
сн2он
н он
(п — средняя степень полимериза-
ции, равная 8—12)
Полимер окиси этилена типа
снсн.сн,- (CH„ch,-o-)„ch.?cii,oh
« в \ & « /ft 4
Смесь олигомеров, полученных кон-
денсацией мочевины и формальде-
гида
Продукт сополимеризации акрилни-
трила с акриламидом л акриловой
кислотой, образующихся при серно-
кислотном гидролизе акрилнитрила
В зависимости от содержания сухих
веществ выпускается три сорта концен-
тратов — КБ Ж-А, КБЖ-Б — жидкие;
КБТ — твердый. По ТУ 81-04-225—79 вы-
пускается концентрат марки КБП—твер-
дый порошкообразный. По ТУ 81-04-546—79
выпускается концентрат литейный сульфит-
но-дрожжевой бражки. По ТУ 39-9-22—74
выпускается барда сульфитно-спиртовая
конденсированная жидкая — КССБ
Выпускается по ОСТ 59-16—76, с содер-
жанием азота не менее 2,5 % и раствори-
мостью в 1,5 %-ном растворе NaOH— не
менее 40 %. Сульфированный ннтролиг-
нин выпускается под названием «Сунил»,
а окисленный воздухом — «Игетан»
Выпускается в опытном масштабе по
ТУ 59-Г1-9—77. Содержание водораство-
римых веществ ие менее 80 %
Выпускается в виде сухого порошка, со-
держащего полимеры окиси этилена со сред-
ней молекулярной массой от 1 до 15 млн.
По ГОСТ 14231—78 выпускаются мочеви-
но-формальдегидные смолы марок УКС,
М и КС. При флотации в основном при-
меняется смола марки М-2 с содержанием
органической части не менее 50 %
Выпускается по ТУ 6-01-194—68,
МТУ 6-34—68 в виде 7—10 %-пого вод-
ного гелеобразного раствора. Так же вы-
пускается аналогичный сополимер, назы-
ваемый АМФ
Отход целлюлозно-бумажной Промыш-
ленности. Применяется в виде I —
20 %-ных растворов
Получается нитрованием гидролизного
лигнина азотной кислотой, оксидами
азота или смесью азотной и серной кис-
лот. Применяется в виде щелочных
растворов 5—10 %-пой концентрации
Получаются механодеструкцией целлю-
лозы. Применяются непосредственно или
в виде 1—10 %-ных водных растворов
Получается полимеризацией окиси эти-
лена. Применяется в виде 0,5—3 %-ных
водпых растворов
Получаются нагреванием мочевины и
формальдегида в водной среде в присут-
ствии катализаторов. Применяется в ви-
де 2—5 %-ных растворов в воде
Получается гидролизом акрилнитрила
в присутствии серной кислоты с после-
дующей сополимеризацией нейтрализо-
ванных продуктов гидролиза акрилни-
трила в водной среде. Применяются
в виде 0,2—1 %-ных растворов. В ряде
случаев при приготовлении растворов
осуществляют частичный гидролиз со-
полимера добавкой едкого натра
в настоящее время в СССР, указаны в соот-
ветствующем разделе Справочника.
При характеристике реагентов значения
кислотного числа и числа омыления даны
§ 2. Основные флотационные
реагенты, производящиеся
за рубежом
Анионные оксгидрильные собиратели
Актиноль С
Актиноль D
Индазол, ТО-КМ
Реагент 710, Микат
Реагент 723, 765, Алифаты 44А, 44В, 44D,
44Е, Акозикс Аконез, Аконон, Неофат 42-06
У2-07
Помак 1, 4, 4А, 15
Реагент 712
Неофат 42-12, реагент ТО-Ю, ТО-20
Жирные кислоты 9-11
Жирные кислоты 135
Красное масло
Эмерсол 210, Неофат 94-04
Неофат 8
Эмерсол 300
Эластол LL
Инвандпны ME, МЕТ, Бонтекс SSW
Дюпанол 100
Дюпанол С, Тергитола, Апионик № 4, Гар-
динол WS, Лорол, Лорол ДС
Лансекс 500, Типол 610
Реагенты 801, 825, 830, 845, 899, Соннеборн
(1, 2, 3) Петросул 545, Петроморы разных
марок
Алкополы 189S; DW; Атлас G3300, Нанса,
Ариланы, Орвус, Сантомерс, Этил ан МС,
Фенилсульфонат HSR
Реагенты НОЕ, F1/145, МД.1Д, МДАН
Ленсодел А
Аэрозоли 18, 22, ОТ, GPG
в миллиграммах КОН на 1 г анализируемого
продукта, а значения иодного числа —
в граммах I, присоединенного к 100 г про-
дукта.
Сырое талловое масло
Очищенное талловое масло
Дистиллированное талловое масло
Омыленное талловое масло
Продукты ректификации таллового масла,
состоящие в основном из жирных кислот
Жирные кислоты таллового мама, содержа-
щие 1, 3, 4, 5 и 15 % смоляных кислот
Частично этерифицированная жирная кис-
лота
Жирные кислоты таллового масла, содержа-
щие 10, 12 и 20 % смоляных кислот соответ-
ственно
Дистиллированные жирные кислоты из де-
гидратированного касторового масла
Октадека нова я кислота из касторового масла
Смесь олеиновой и линолевой кислот
Олеиновая кислота
Насыщенные жирные кислоты, в основном,
каприловая
Перегнанные жирные кислоты растительных
масел
Побочный продукт, получаемый при перера-
ботке льняного масла
Алкилсульфаты
Октилсульфат натрия
Лаурилсульфат натрия
Вторичный аклилсульфат
Смеси нефтяных алкиларилсульфонатов
Алкиларилсульфонаты
Алкил фосфаты
Натриевая соль нонилфосфата
Натриевые соли алкилсульфосукцинатов
Анионные сульфгидрильные собиратели
Аэрофлоты 15, 25, реагент PS-8, PS-27, Фо-
сокрезолы А, В, С, Д, Е, F
Аэрофлот 242
Аэрофлот 31, 33, реагент PS-20, Слпед 1334
Аэрофлоты 135, 194
Содовый аэрофлот, реагент PS-5
Реагент S-3315
Аэрофлот 208
Аэрофлоты 211, 243, рсагепт PS-6
Аэрофлоты 238, Будис S, L
Арилдитиофосфорные кислоты
Арилдитиофосфорпые кислоты, нейтрализо-
ванные аммиаком
Раствор тиокарбон ил ида в аэрофлоте 25
Аэрофлоты для флотации в кислой среде
Натриевая соль диэтилдитиофосфорной кис-
лоты
50 %-ный водный раствор содового аэрофлота
Нейтрализованная содой смесь (1 : 1) диэтил-
и вторично бутилдитиофосфорных кислот
Диизопропилдитиофосфат натрия
Вторичный дибутилдитиофосфат натрия или
калия
290
Реагент S-3317
Реагент 3477
Реагент S-3478
Реагент 3501
Реагент 3604
Аэрофлот 249
Саммлер Нос 3/101; F 1/493
Реагенты R-303, Z-З, КЕХ-2
Реагенты R-325, Z-4, КЕХ
Реагенты R-322, Z-9
Реагенты R-343, Z-ll, KJX
Реагенты R-301, Z-12
Реагент Z-8
Реагент R-317
Реагенты R-350, Z-6, KJX-5
Реагент Z-5
Реагент Z-10
Реагент KJX-6
Али ксантат
Реагенты серии 400
Тиокарбанилид 130
Реагент Z-200
Реагент ИМТК
Реагент БМТК
Реагент ИБЭТК
Реагент ИБМТК
Реагент R-10
Реагент R-234
50 %-ный водный раствор аэрофлота 238
Диизобутилдитиофосфат натрия
Водный раствор реагента 3477
Бутилдитиофосфат натрия
Водный раствор реагента 3501
Диамилдитиофосфаты натрия или аммония
Натриевые соли ди алкилдитиофосфатов
Этиловые ксантогенаты калия
Этиловые ксантогенаты натрия
Изопропиловые ксантогенаты калия
Изопропиловые ксантогенаты натрия
ВторичнобутилоБые ксантогенаты натрия
Бутиловый ксантогеиат калия
Изобутиловый ксантогеиат натрия
Амиловые ксантогенаты калия
Изоамиловый ксантогеиат калия
Гексиловый ксантогеиат калия
Изогсксиловый ксантогеиат калия
Ксантогеиат, полученный из смеси высших
спиртов
Производные меркаптобензотиозола и его
аналогов
Дифенилтиомочевина
О, N-диалкилтионокарбаматы
Изопропилметилтионокарбамат
Бутилметилтионокарбамат
Изобутил этилтионо к ар ба мат
Изобутилметилтионокарбамат
Ци клогексилдитиокарбамат
Сульфгидрильный собиратель
Неионогенные собиратели
Минсреки А, В, 27, 201, 898, 1040, 1661,
1995, 2030, 2048, реагент ХЕ-4043
Реагент 3302
Реагент 3461
Этилдиксантоген, гексилди ксантогсн
Реагент Т 30-10
Смешанные тиоангидриды ксаптогеновых и
алкилугольных кислот
Аллиловый эфир нзоамилксантогеновой кис-
лоты
Аллиловый эфир изобутилксантогеновой кис-
лоты
Алкилди ксаптогены
Смесь ксаптогенформиата, минерека А,
МИБК и бензина
Катионные собиратели
Армаки С, S, Т, ТД, 12, L-U, Нормаки
С, S, О, SH. Флотигамы ОА, РА, SA, ТА,
ТА-20
Армины С, Н, ТД, S, ЭД, Т, ТД, Нора С,
S, О, S11, флотигамы О, Р, S, Т, Т-20, Фло-
тобел-амины СА, CH, TA, TH. DA
Армофлоты Р, Д-101, Л-106, А-151, Фстта-
мин SP, Амин КР
Армакфлоты Р, А-101, А-106, А-151
Диамак Т
Реагент F-2/286
Аэромины 3035, 3037
Аэрозоль С-61
Сапомин MS
Деламин 80, 100
Амип D, 750
Аламины 26, Н-26, 26D
Аламаки 26D, Н26 D
10*
Смеси ацетатов первичных аминов синтези-
рованных из жирных кислот различных
растительных масел
Смеси аминов, синтезированных на основе
жирных кислот растительных масел
Высшие алифатические амины
Ацетаты армофлотов
Диацетат высшего амина
Первичный алифатический амин в смеси с про-
пилендиаминдиацетатом
Высшие амины
Смесь октадециламиновых и октадецилгуани-
диновых солей оксиэтилированной октаде-
цилкарбаминовой кислоты
Соль высшего третичного амина
Олеиламины
Дегидроабисти намин
Амины, полученные на основе таллового
масла
Соли аминов, полученных на основе сала
291
Пенообразователи
Дауфросы 200, 250. 1012, Л1263, 4082, реа-
гент Тифрос
Аэрофросы 22, 65, реагенты МЭП, 41G
Аэрофросы 70, 71, 73, 77
Реагенты № 26, № 124, Монгол
флотанол F, G
Реагент ТЭБ
Реагент МИБК
Реагент Шелл-10
Реагенты Укон 23, 48, 55, 122, 133, 190
Ярмор ф, Ярмор 350, Пайноил, Флотол А
Флотол В
Флотационные масла Баррет Ке 4, 410, 634,
Креозот № 1, крезиловая кислота
Флотигол CS
Смеси метиловых эфиров полипропнленглп-
колей
Эфиры полиэтилен- и полипропиленглнколей
Синтетические высшие алифатические спирты
Смеси алифатических спиртов
Производные высших спиртов
Т риэтоксибутан
Метилизобутилкарбинол
Спиртовая фракция более тяжелая, чем ме-
ти л изобутил карбинол
Пенообразователи для сульфидных руд
Сосновые масла
Смесь синтетических терпеновых спиртов
В основном смесь крезолов и ксиленолов
Смесь ксиленолов
Модификаторы, флокулянты, диспергаторы
Лигнизит, Орзан А, АН; Лигнозол X, ХД,
Орзан S, SH; Марасперсы, Мартан, Мофурит
Квебрахо, Миртаны, Экстракт Австралий-
ской акации
Флокбел FC-59, FC-40
Реагент 610
Реагенты 620, 633 *
Тилоза СМС, Тилоза-Маркен, Кур л оз
Пал кота н
Палконат
Сайквест 40
Бенефит М-8
Ноу кс
Полиокс
Сепараны, Суперфлоки 16, 20, 84, 127, 3453,
Седипуры Т-1, TF, TF2, TF5, TF6, TF7,
Аэрофлок 550
Суперфлок 3425
Примафлок С-3, С-7, С-10, Палко 600, Пре-
стол 184-К, 111-К, Флокбел FC10, FC-11,
Налфлок 605, Магнафлок 120. 140, Поли-
флок 4D, XL, LP, 365Р, 430Р, Полифлок
37СР, Катаретин
Престол 2035, 2450, 2700, 2750, 2800, 2850,
2900, 3000, Флокбел FC19, FC160, FC180,
FC200, Седомакс F, HP, Налфлок 370, 671,
672, Магнафлок 15, 127, 155, 156, Полифлок
4Д, XL, LP, 365Р, 430Р, Катафлот Р39
Полифлок РХ, Флокбел FC, 109
Дигцосульфонаты
Таннинсодержащие реагенты
Крахмалсодержащие продукты
Декстринсодержащий продукт
Органические полимеры
Карбоксиметил целлюлоза
Экстракт коры эвкалипта
Натриевая соль палкотана
Четырехзамещенная натриевая соль этил-
диаминтетрауксусной кислоты
Акриламидное производное крахмала
Продукт взаимодействия пяти сер ни сто го фос-
фора с едким натром
Пол и окси этилен
Полимеры акриламида
Гидролизовалный полиакрилнитрил
Катионоактнвные синтетические полимеры
Днионоактивныс синтетические полимеры
Неионогенные синтетические полимеры
Глава 3
Флотационные машины
Флотационными машинами называются
аппараты, в которых осуществляется флота-
ция. Для ведения флотационного процесса
во флотационной машине должны обеспечи-
ваться: 1) необходимое перемешивание для
поддержания минеральных частиц во взве-
шенном состоянии; 2) необходимый для
эффективного разделения частиц расход
воздуха, его диспергирование на мелкие
пузырьки и равномерное их распределение
по объему камеры; 3) создание спокойной
зоны пенообразовапия на поверхности
пульпы; 4) подача питания и раздельная
разгрузка пенного ц камерного продуктов.
По способу перемешивания и аэрации
пульпы применяемые в настоящее время
флотационные машины разделяются па:
1) механические, в которых перемешивание
пульпы и засасывание воздуха осущест-
вляются импеллером; 2) пневмомеханиче-
ские, в которых перемешивание пульпы осу-
ществляется импеллером, а воздух подается
292
от воздуходувки; 3) пневматические, в кото-
рых перемешивание и аэрация пульпы осу-
ществляются подачей сжатого воздуха.
Возможны комбинации этих способов. Так,
некоторые машины механического типа
могут работать в режиме пневмомеханиче-
ских, т. е. с дополнительной подачей воздуха
от воздуходувки.
Известны вакуумные и каскадные машины
[70], в настоящее время не применяемые.
В СССР н других странах мира приме-
няются флотационные машины следующих
типов:
механические — завода им. Котлякова,
«Механобр», ФМ, ФКМ, «Денвер Суб-А»
«Ведаг», «Гумбольдт», «Фагергрин», «Бут»,
завода им. Э. Тельмана, «Минемет», «Вормен»;
пневмомеханические — ФПМ, «Денвер
D-R», «Аджнтейр», BFP («Болиден» или
«Сала»), BFR («Болиден»), «Вейниг», BCS
(«Минемет»), OK, IZ, Dava;
пневматические — с подачей воздуха через
пористый материал («Келлоу», «Мак-Интош»),
аэролифтные («Форрестер», «Саусвестерн»,
АФМ).
§ 1. Механические
флотационные машины
Флотационная машина за-
вода им. Котлякова (рис. IV. 17)
[18]. Прототипом этой машины, как н мно-
гих Других конструкций механических фло-
тационных машин, явилась машина «Ден-
вер-Фаренволд».
Аэратор машины завода им. Котлякова,
состоящий из импеллера и надымпеллерного
Рис. IV.17. Флотационная машина завода
им. Котлякова:
1 -- импеллер: 2 — надымпеллериый диск; 3 —
питающий патрубок; 4 — карман; 5 — централь-
ная труба; 5 — шибер для регулирования уровня
пульпы; 7 — циркуляционные отверстия; 3 —
пеногон; 9 — радиальные успокоительные ребра;
щ ~ труба для промпродукта; 11 — корпус ка-
меры машины
диска, подобен низконапорному центробеж-
ному насосу, в котором роль турбинки вы-
полняет импеллер. При вращении импеллера
пульпа отбрасывается лопатками к его пери-
ферии, в результате чего в центральной зоне
импеллера создается небольшое разреже-
ние. Поэтому пульпа поступает на импеллер
практически самотеком, ее дебит определяется
высотой уровня в кармане и пропускной
способностью питающего патрубка. Ввиду
того что производительность импеллера (по
потоку пульпы) значительно больше посту-
пающего на него потока пульпы, разрежение
полностью нс компенсируется и в полость
импеллера через центральную трубу засасы-
вается воздух. При малых потоках, когда
пульпа не заполняет всего сечения пита-
ющего патрубка, воздух частично засасы-
вается через патрубок и карман. Засасыва-
емый воздух увлекается пульпой и концен-
трируется в областях пониженного давления
за лопатками вращающегося импеллера, обра-
зуя воздушные полости [38, 88]. В хвостовой
части полостей на границе с жидкостью
возникают вихри, отрывающие от воздушных
полостей пузырьки воздуха, которые вместе
с пульпой выбрасываются в камеру [88].
Периферическая скорость вращения им-
пеллера равна 8—10 м/с. Благодаря тому,
что пульпа поступает на импеллер по пита-
ющему патрубку, последний не забивается
при работе на грубоизмельченном материале.
Это — достоинство машины завода им. Кот-
лякова.
Надымпеллериый диск предохраняет
открытый импеллер от заиливания при оста-
новке машины, которую можно пускать
в работу, не выпуская пульпу из камер.
Четыре радиальных ребра в камере ма-
шины устраняют завихрение пульпы и спо-
собствуют образованию спокойного пенного
зеркала. Съем пены — односторонний и осу-
ществляется пеногоном с жестко закреплен-
ными лопатками.
Машина состоит из «всасывающих» камер.
Каждая такая камера имеет питающий па-
трубок и разгрузочный карман, снабженный
293
Рис. IV.18. Флотационная машина «Механобр»:
а — продольный и поперечный разрез; б — им-
пеллер и статор; <? — блок импеллера;
1 — статор; 2 — импеллер; 3 — центральная тру-
ба; 4 — отверстие в центральной трубе для цир-
кулирования пульпы; 5 — заслонка, регулиру-
ющая степень открытия отверстия 4; 6 — пита-
ющий трубопровод; 7 — шибер для регулирова-
ния уровня пульпы; 8 — разгрузочный карман;
9 — пеногон: 10 — окно в межкамерной пере-
городке; 11 — успокоитель; 12 — диск импел-
лера; 13 — лопатки статора; 14 — диск статора;
15 — лопатки импеллера; 16 — ступица импел-
лера; 17 — циркуляционное отверстие в диске
статора
шибером для регулирования уровня пульпы
в камере. По патрубку в полость импеллера
поступает пульпа из Приемного кармана пли
разгрузочного кармана предыдущей камеры.
Промежуточные продукты, возвращаемые
в процесс, могут подаваться в любую камеру
через специально устанавливаемую для
этой цели трубу.
Флотационная машина «Ме-
ха н о б р» (рис. IV. 18, а) состоит из ряда
камер квадратного сечения со шдицкастеном.
В каждой камере имеется аэратор, включа-
ющий импеллер и статор.
Импеллер (рис. IV-18, б) представляет со-
бой вогнутый диск с шестью радиальными
лопатками и ступицей.
294
Статор состоит из диска с отверстиями
и лопаток, установленных под углом 60°
по направлению вектора абсолютной скорости
выхода пульпы с импеллера. Центральная
труба в нижней части заканчивается рас-
ширением, называемым надымпеллерным
стаканом. Надымпеллерный стакан имеет
отверстие, степень открытия которого регу-
лируется заслонкой. Это отверстие, так же
как и отверстия в статоре, предназначено
для подачи на импеллер циркуляционного
потока пульпы.
Наличие статора с косо поставленными
лопатками, расположенными тангенциально
выбрасываемому потоку пульпы, и подача
на импеллер циркуляционного потока пульпы
через отверстия в статоре и регулируемое
отверстие в надымпеллерном стакане яв-
ляются отличительными особенностями
машины «Механобр» по сравнению с машиной
им. Котлякова.
Эти особенности позволяют при тех же
энергетических затратах увеличить расход
засасываемого воздуха в 1,5—2 раза и обес-
печить поступление в машины «Механобр»
всех размеров, включая и машину глубиной
1200 мм, до I—1,2 м3/мин воздуха на 1 м3
вместимости камеры без использования воз-
духодувки.
Для машин каждого номера существуют
оптимальные потоки пульпы, обеспечива-
ющие максимальный расход засасываемого
воздуха. Эти потоки пульпы для машин
ФМ 1,2 (М-5 или ФМР 10), ФМ 3,2 (М-6
иди ФМР 25), ФМ 6,3 (М-7 пли ФМР 63)
составляют соответственно 1,5—2,5; 3,5—
6,0; 7—12 мДмпн. Для машин каждого раз-
мера устанавливаются определенные ра-
диальный (между импеллером и лопатками
статора) и осевой (между лопатками импел-
лера п статора) зазоры. Для машин ФМ 1,2,
ФМ 3,2 и ФМ 6,3 радиальный зазор должен
составлять 5—8мм, осевой 6—10 мм. Увели-
чение радиального п осевого зазоров при-
водит к снижению расхода засасываемого
воздуха.
Импеллер и статор гуммируются износо-
стойкой резиной. Подшипниковый узел
и импеллер со статором собраны в единый
блок (рис. IV. 18, «), что позволяет быстро
заменять изношенные импеллер и статор.
Для создания спокойной зоны пенообразо-
вания предусмотрена установка успоко-
ителя, состоящего из радиальных Г-обраэных
пластин, расположенных вокруг статора
и крепящихся к дну камеры.
Для направления пены к сливному порогу
задняя стенка камеры в верхней части вы-
полнена наклонной, Съем пены в машине
осуществляется псногоном (см. рис. IV. 18, й).
Стандартная машина «Механобр» соби-
рается из двухкамерных секций и может
состоять из одних всасывающих камер иля
звеньев, включающих всасывающую и одну
или несколько прямоточных камер.
Пульпа поступает самотеком из прием-
ного кармана машины (или из промежуточ-
ного кармана) по питающему трубопроводу
в полость импеллера всасывающей камеры
и проходит по машине через отверстия в меж-
камерных перегородках. Разгрузка пульпы
из последней прямоточной камеры звена осу-
ществляется через карман, снабженный шибе-
ром для регулирования уровня пульпы
в звене и песковой заслонкой для разгрузки
крупнозернистого материала. Промежуточ-
ные продукты могут поступать в любую
камеру самотеком через специально уста-
навливаемый для этой цели патрубок.
Техническая характеристика флотацион-
ных машин «Механобр» приведена
в табл. IV.7. Для машины каждого номера
целесообразно выбирать максимальные по-
токи питания, указанные в таблице, для сни-
жения вредного влияния продольного пере-
мешивания. Подача на импеллер этих пото-
ков пульпы обеспечивает также максималь-
ный расход засасываемого воздуха. Таким
образом, при работе на максимальных пото-
ках пульпы в машинах «Механобр» дости-
гается наиболее высокая скорость флотации.
При подаче в машину максимальных потоков
пульпы во всасывающих камерах отверстия
в статоре и надымпеллерном стакане должны
быть закрыты. При меньших потоках исход-
ного питания отверстия в диске статора
должны быть открыты, чтобы общий поток,
поступающий на импеллер, был равен тем же
значениям. В прямоточных камерах эти
потоки на импеллер обеспечиваются откры-
тием отверстий в диске статора и надымпел-
лериом стакане и не зависят от нагрузки
на машину.
Флотационная машина «Механобр» —
первая в мире механическая машина с каме-
рами большого объема (6,3 м3) и одним им-
пеллером в камере.
Флотационные машины «Механобр» уста-
новлены на фабриках разной производитель-
ности, перерабатывающих различные руды.
В табл. IV.8 приведены данные, характери-
зующие работу флотационных машин
«Механобр» на некоторых рудах месторожде-
ний СССР.
Флотационная машина «Ден-
вер Суб -А» (США) была создана на основе
машины «Денвер-Фаренволд» [28].
Вместо надымпеллерного диска в ма-
шине «Денвер Суб-А» установлен статор —
диск с радиальными лопатками; отверстия
в центральной трубе (рис. IV. 19, а) для вну-
три камерной циркуляции пульпы располо-
жены ниже, что позволило увеличить расход
засасываемого воздуха, значительно улуч-
шить его диспергацию и распределение в ка-
мере.
В первоначальных конструкциях машин
диск статора (рис. IV.19, <?) имел отверстия,
которые затем были заменены клиновидными
выемками (рис. IV-19, г). Отверстия или
клиновидные выемки в диске статора служат
для направления части выбрасываемой им-
пеллером пульповоздушной смеси к цен-
тральной трубе, что обеспечивает более рав-
номерное распределение воздуха в ка-
мере.
Импеллер (рис. IV. 19, б) представляет со-
бой диск с шестью радиальными лопатками.
Диаметр импеллера по сравнению с диаме-
тром импеллера машины «Денвер-Фарен-
волд» несколько уменьшен, а лопатки более
клиновидны. Окружная скорость импел-
лера составляет 8,25 м/с. Применение модер-
низированного импеллера позволило умень-
шить расход энергии на 10 % [71].
Импеллер и статор гуммированы износо-
стойкой резиной. В тех случаях, когда в ка-
честве реагентов применяются масла, керо-
син или жирные кислоты, импеллер и статор
гуммируются неопреном.
Воздух во флотационные машины «Денвер
Суб-А» засасывается из атмосферы или по-
дается от воздуходувки. Его расход в маши-
нах всех размеров составляет до 1,25 м3/мнн
па I м3 вместимости камеры [71].
Машины «Денвер Суб-А» имеют всасыва-
ющие камеры, они выпускаются с одно- или
двусторонним съемом лены, которая уда-
ляется пеногоном. Технические характе-
ристики флотационных машин типа «Ден-
вер» приведены в табл. IV.9.
В настоящее время флотационные машины
этого типа применяются в основном в пере-
чистных операциях и в селекции коллектив-
ных концентратов, так как обеспечивают
возврат промпродуктов без применения
насосов.
295
^Таблица IV.7
Техническая характеристика флотационных машьи «Механобр»
М-1 М-2 М-з М-4 М-5 М-6 М-7
Параметры Обозначения по ГОСТ 6702—76
ФМ 0,2 — ФМ 0,4 — ФМ 1,2 ФМ 3,2 ФМ 6,3
Размеры камеры, мм 500х 500 600х 600 700х 700 ЭООх 900 1100x1100 1750х 1600 2200x2200
Глубина камеры, мм 550 650 700 850 1000 1000 1200
Вместимость камеры, м3 0,14 0,24 0,38 0,80 1,35 3,26 6,25
Диаметр импеллера, м,м 200 250 300 350 500 600 750
Частота вращения импеллера, мип"1 700 520 460 400 300 280 240
Окружная скорость импеллера, м/с 7,3 6,8 7,2 7,3 7,8 8,8 9,4
Производительность по потоку пуль- пы, м3/мин До 0,16 До 0,25 До 0,25 До 1,0 До 1,5—2,5 3,5—6,0 7—12
Мощность электродвигателя, кВт * 1,7 На две камеры 2,8 1,7 2,8 5,5 11 22
Расход засасываемого воздуха на I м3 вместимости камеры, м3/мин 1—1,2
При плотности пулыты более 1,5 т/м* может потребоваться установка электродвигателя следующего номера по шкале.
Таблица IV.8
Примеры применения флотационных машин «Механобр: • •*
Руда (полезный минерал) Операция флотации Номер машины
Медно-никелевая (пирротин, пентландит, халькопирит) Коллективная Песковая М-7 М-6
То же Межцикловая Основная и контрольная М-7 М-7
Мед но-молибденовая (халь- копирит, молибденит) Коллективная М-6
То же Коллективная М-6
Свннцово-цинково-медная (галенит, сфалерит, халько- пирит) I стадия свинцово-мед- ной II стадия свинцово-мед- ной Цинковая М-5 М-5 М-5
• Дофлотация и промпродуктовая медно-никелевая флотация.
•* Промпродуктовая медно-никелевая флотация.
Параметры
Вместимость машины на 1 т/сут руды, м» Крупность РУДы (класс — 0,074 мм), % Содержание твердого в питании. % Время, мин
флотации пребывания пульпы в головной камере
0,0195 (0,017) * 0,0202 40—45 60—65 38—42 32-34 15,3 22,4 1,27 1,63
0,0176 (0,0425) ** 0,106 45 78—80 35-38 24—26 12,0 45,5 1,19 0,76
0,0565 60 30 25,0 0,77
0,043 45—50 34 22,0 0,65
0,0046 52—56 48 4,7 1,14
0,0387 80-86 36 20,8 0,61
0,0382 80—86 26 17,1 0,52
Рис. IV.20. Флотационная машина «Фагергрин»:
а — поперечный разрез; б ротор и статор кон-
струкции «1 + 1»:
1 — ротор; 2 — корпус камеры; 3 — статор; 4 —
центральная труба; 5 — перфорированный успо-
коитель; 6 — циркуляционная труба; 7 — пер-
форированное ложное днище
Рис. IV.19. Флотационная машина «Денвер
Суб-А» :
а — продольный разрез; б — импеллер; в — пер-
воначальная конструкция статора; г — послед-
няя конструкция статора:
1 — импеллер; 2 — статор: 3 — центральная
труба; 4 — карман; 6 — циркуляционное отвер-
стие; 6 — отверстие дли удаления крупнозерни-
стого материала; 7 — диск статора; 8 — отвер-
стие в диске статора; 9 — радиальные лопатки
статора; 10 — радиальные лопатки импеллера;
11 — диск импеллера; 12 — клиновидные выемки
•в диске статора
298
Флотационная машина «Фа-
гергрин» (Fagergren), выпускаемая фир-
мой «Вемко» (Wemco) (США), состоит из
квадратных или прямоугольных камер, с тра-
пецеидальным вертикальным поперечным
сечением в нижней части (рис. IV.20, а) [71].
В каждой камере установлен аэратор, вклю-
чающий ротор и статор. Первоначально ро-
тор и статор состояли из расположенных
по окружности стержней, закрепленных ме-
жду двумя кольцами. В 1967—1968 г. фирма
разработала конструкцию цельнолитых
из резины или полимерного материала ротора
и статора. Новый аэратор (рис. IV.20, б)
в отличие от прежней конструкции, состо-
ящей из 150 деталей, называется «1 л- 1».
Ротор представляет собой пустотелый ци-
линдр с 6—10 радиальными лопатками, за-
канчивающимися трапецеидальным утолще-
нием. Статор выполнен в виде гибкого ци-
линдра с овальными отверстиями, между
которыми с внутренней стороны расположены
полуцилиндрические ребра. Радиальный за-
зор между ротором и статором составляет
100 мм для машины № 66 и 180 мм — для
машины № 120.
При вращении ротора из атмосферы через
центральную трубу засасывается воздух,
а снизу — пульпа. Воздух и пульпа сме-
Таблица IV-9
Техническая характеристика флотационных машин «Денвер:
Номер машины * Ра змеры камеры, мм Глубина камеры, мм Вмести- мость камеры, м3 Диаметр импел - лера, мм Мощность злектродэнгателя
Суб-А *г (один на 1 камеру) D-R (один на две камеры)
Глубокие камеры
12 560Х 560 710 0,28 305 1,1 2,2
15 610X610 685 0,34 380 1,47 2,2
18 710X710 840 0,51 455 2,2 3,7
18 спец. 810X810 865 0,71 455 2,2 5,5
21 965X965 990 1,13 535 3,7 7,4
24 1090Х 1090 990 1,42 610 5,5 11,0
30 1420Х 1420 1295 2,83 760 7,4—11,0 18,4
200V 1675X1675 1980 5,65 — — 14,7—18,6 (па одну камеру)
200Н *3 1575X2845 1295 5,65 760 — 14,7—18,6
300V 1980Х 1980 1980 8,5 838 — 18,6—22,0 (на одну камеру)
400Н *3 3350Х 1675 1980 11,3 —» — 30—37,2
500V 2690X2690 1980 14,2 838 — 30,0 (на одну камеру)
600Н *3 3960X1980 1980 17,0 838 — 37,2—44,2
Мелкие камеры
18—20 815X915 760 0,57 455 —. 3,7
Спец. 21—30 965Х 1090 760 0,85 535 — 5,5
24—40 1090Х 1220 760 1,13 610 7,4
30—60 1420Х 1575 760 1,7 760 —• 11,0
* За номер машин с глубокими камерами до № 30 включительно принят диаметр импеллера
в Дюймах, а начиная с № 200 — вместимость камеры в кубических футах, У машин С мелкими каме-
рами первые две цифры соответствуют диаметру импеллера в дюймах, вторые две — вместимости ка-
меры в кубических футах.
Машины «Денвер Суб-А» наготавливаются только глубокими и до № 30 включительно.
*а Камеры машин № 200Н, 400Н и 600Н представляют собой соответственно сдвоенные по ширине
камеры машин № 30, 200V и 300V и имеют два аэратора иа камеру.
шиваются в полости ротора, и, так как благо-
даря большому зазору между ротором и ста-
тором турбулентные потоки в значительной
мере гасятся, пульповоздушная смесь выбра-
сывается через отверстие в статоре в камеру
в радиальном направлении, что способствует
более равномерному распределению воздуш-
ных пузырьков по объему камеры.
Увеличение площади лопаток ротора по
сравнению со старой конструкцией позво-
лило без снижения перемешивающей способ-
ности уменьшить диаметр ротора и окружную
скорость его вращения на 25 %. Окружная
скорость вращения ротора составляет для
машин, начиная с № 66, 6,4—7,8 м/с.
Снижение окружной скорости, наличие
большого зазора между ротором и статором
уменьшают износ аэратора.
Для создания спокойной зоны пснообразо-
вания на центральной трубе установлен ко-
нический перфорированный успокоитель.
В камерах большого объема, начиная
с № 66D, для усиления циркуляции пульпы
установлено перфорированное ложное днище,
не доходящее до стенок камеры, с циркуля-
ционной трубой. Пульпа, выброшенная ро-
тором к стенкам камеры, проходит между
основным и ложным днищем и через цирку-
ляционную трубу засасывается в полость
ротора. Такая циркуляция предотвращает
осаждение материала на дне камеры. Это
позволило увеличить глубину камеры с
686 мм (№ 66) до 2362 (№ 164). [71]. При
этом расстояние от поверхности пульпы до
верхней кромки ротора в камерах большой
глубины по сравнению с мелкими камерами
практически не изменилось. Так, для камеры
объемом 8,5 м3 глубина погружения состав-
ляет всего 152 мм. Малое погружение ротора
обеспечивает засасывание в камеры большой
вместимости 0,8— I, I м3/мии воздуха иа
1 м3 вместимости камеры.
Съем пены может быть одно- или двусторон-
ний и осуществляется самотеком. При одно-
стороннем съеме пены задняя стенка камеры
выполнена наклонной для направления пены
к сливному порогу. Выход пенного продукта
регулируется накладными планками. При
необходимости для удаления пены исполь-
зуется пеногон.
299
Приемный карман (1) Промежуточный кармин (2) Прямое соединение Разгрузочный карман (3)
₽ИС. IV.21. Прямоточная флотационная машина:
1 — приемный карман; 2 — промежуточный кар-
ман; 3 — разгрузочный карман; 4 — шибер для
регулирования уровня пульпы; 5 — песковая
заслонка для разгрузки крупнозернистого ма-
териала
Машина состоит из отдельных прямоточных
звеньев, устанавливаемых - каскадно
(рис. IV.21), что обеспечивает движение
пульпы через машину самотеком. Звенья
машины соединены промежуточными карма-
нами. В конце машины устанавливается раз-
грузочный карман. Уровень пульпы в про-
межуточных и разгрузочном карманах может
регулироваться вручную и автоматически.
Пульпа поступает в машину самотеком через
приемный карман, перетекает из камеры
в камеру через отверстия в межкамерных пе-
регородках н промежуточных карманах и
Рис. IV.22. Флотационная машина «Бут»:
1 — нижний осевой импеллер; 2 — верхний им-
пеллер; 3 — статор; 4 — камера; 5 — централь-
ная труба
разгружается через разгрузочный карман*
Реагенты и промпродукты могут подаваться
в приемный и промежуточный карманы
Техническая характеристика флотационных
машин «Фагергрин» приведена в табл. IV. 10.
Флотационные машины «Фагергрин» по-
лучили широкое применение при обогащении
различных руд. В табл. IV. 11 приведены
данные, характеризующие работу этих ма-
шин на некоторых зарубежных обогатитель-
ных фабриках.
Флотационная машина «Бут»
(Booth) [28], выпускаемая фирмой «Бут»
(США), состоит из квадратных камер с тра-
пецеидальными вертикальными поперечными
сечениями в нижней части (рис. 1V.22).
Аэратор машины «Бут» включает верхний
импеллер со статором, расположенные на
небольшой глубине от поверхности пульпы,
и нижний осевой импеллер (типа пропеллера),
установленный у дна камеры. Импеллеры
насажены на один общий вал.
Верхний импеллер представляет собой кре-
стовину, лопасти которой имеют трапецеи-
дальное сечение, обращенное наименьшей
стороной к дну камеры. Такая форма лопа-
стей обеспечивает центробежно-осевое дей-
ствие импеллера.
Статор — это надымпеллериый диск с ра-
диальными лопатками. Нижний осевой импел-
лер перемешивает пульпу в нижней части
камеры и подает ее к верхнему импеллеру,
который направляет пульпу вниз в сторону,
при этом в зону импеллера через центральную
трубу засасывается воздух. Благодаря ги-
дравлическому подпору, создаваемому ниж-
ним импеллером, образующаяся пульпо-
воздушная смесь выбрасывается не вниз,
а радиально, на лопатки статора, где воздух
дополнительно диспергируется и снижается
турбулентность потоков пульпы.
Съем пены в машине двусторонний и осу-
ществляется самотеком.
Машина состоит из прямоточных звеньев,
устанавливаемых каскадно (см. рис. IV-21).
Пульпа по машине движется самотеком.
Техническая характеристика машин «Бут»
приведена в табл. IV. 12. Машины «Бут»
Рис. IV.23. Флотационная машина завода им. Э. Тельмана:
а — продольный и поперечный разрезы; б — импеллер;
1 — импеллер; 2 — приемный патрубок; 3 — надымпеллерцый диск; 4 — успокоительная решетка; 5 — отверстия в центральной трубке S; 6 — карман: 7 — ка-
мера; S — центральная труба; 3 — шибер; 10 — пеногон; 11 — отверстие в дне камеры; 12 — канал; 13±— криволинейные лопатки небольшой высоты; •> 14 — ннж-
W ннй конический диск импеллера; 15 — центральное отверстие в диске 14; 16 —верхний сплошной диск импеллера; 17 —ступица импеллера; 13 — криволинейные
2 лопатки
Таблица IV. 10
Техническая характеристика флотационных машин «Фагергрин»
Номер
Параметр ы 18 28 36 44 56
Размеры камеры, мм Глубина камеры, мм Вместимость камеры, м3 Диаметр ротора, мм: старый новый Мощность электродвигате- ля на I камеру, кВт 45бх 305 254 0,028 89 0,37 710x456 305 0,093 140 0,74—1,1 915x915 407 0,31 228 174 2,2 1120х Н20 508 0,6 280 216 3,7 1420х 1420 610 1,13 356 279 5,5
* За номер машины принята ширина камеры в дюймах.
Таблица IV. II
Примеры применения флотационных машин «Фагергрин» на зарубежных фабриках [71]
Предприятие; год пуска Руда (основные полезные минералы) Операция флотации Номер машины Произво- дитель- ность, т/сут
«Кармен» (Филиппи- ны); 1977 Медная (халькопирит) Основная медная 144 45 000 1979 г.
«Пима» (США), IV оче- редь; 1971 Медно-молибденов а я (халькопирит, молибде- нит) Основная медно-молиб- деиовая 120; 144 15 000 (1974 г.)
«Пинто-Вслли» (США); 1974 То же Основная и контроль- ная медно-молибдено- вая 120 36 300 (проект)
«Айленд-Коппер» (Канада); 1972 Основная медно-молиб- деновая 120 38 000 (1973 г.)
«Колон» (Чили); 1970 Медно-молибденовая (халькозин, халькопи- рит, борнит, молибде- нит) То же 66 25 000
«Секатон» (США); 1974 Медная (халькозин, азу- рит, малахит) Основная и контроль- ная медная 120 9 000 (1975 г.)
«Браши-Крик» (США); 1973 Полиметаллическая (га- ленит, сфалерит, халь- копирит) Основная свинцово- медная основная цинковая 120 4 500
** Ввиду того, что полезная вместимость камеры машин неизвестна, все расчеты произведены,
•* Рассчитаны без учета промпродукта.
•* Принято по ориентировочной зависимости крупности слива от содержания твердого в нем [58].
Промпродуктовая флотация.
302
машины
66 66Д 84 12D 144 164
1676 у 1520 167бх 1520 2134Х 1596 3048x2282 3657x2746 4165x3022
686 1192 1345 1346 1600 2362
1,73 2,83 4,28 8,5 14,15 28,3
42 0 .—, 762
323 330 407 559 660 762
7,4 7,4 И,1 22,1 29,4 44,2—55,2
Вмести- мость *1 машин на 1 т/сут перераба- тываемой руды, м:! Время, МИН
Крупность измельчен- ной руды Содер- жание твердого в пита- нии, % флотации пребы- вания пульпы в голов- ной ка- мере Примечание
0,023 0,022 0,017 (0,002) *4 0,031 (0,006) 0,023 (0,0055) *4 0,023 (0,005) *4 0,015 0,011 80 % —0,18 мм оЗ % —0,074 мм 50 % —0,074 мм 70 % —0,074 мм 65 % —0,074 мм 50—55 % —0,074 мм 50 % —0,074 мм 30 35 *3 30 38—40 35 35 *3 50 12 *2 16,5 (1 машина) 19,6 (2 и 3 машины) 9 *3 23 14,8 14,4 16 8 *2 12Д *2 0,5 *3 1,1 0,75 *2 1,65 1,23 1,2 2,1 *2 2,1 *3 Концентрат перечищается во фло- тационных машинах «Фагергрин» № 120 На фабрике установлены три ма- шины. Одна из них имеет 15 ка- мер № 120, две — 3 камеры № 120 и 9 камер № 144 Перечистки и промпродуктовая флотация осуществляются во фло- тационных машинах «Фагергрин» № 120 Концентрат перечищается во фло- тационных машинах «Аджитейр» 60хЮ0 и 48x50, промпродукто- вая флотация — в машинах «Фа- гергрин» № 120 Первая перечистка концентрата осуществляется во флотационных машинах «Фагергрин» №> 66, пром- продуктовая флотация и перечист- ка — в машинах «Денвер D-R» № 30 Перечистка концентрата и пром- продуктовая флотация осуще- ствляются во флотационных ма- шинах «Денвер D-R» № 30 Перечистки свинцово-медного и цинкового концентратов, а также селекция свинцово-медного кон- центрата осуществляются во фло- тационных машинах «Фагергрин» № 66
исходя нз геометрической вместимости камер.
303
Таблица 1 V.12
Техническая характеристика машин «Бут»
Параметры Номер машины *
24 48 66 96 120
Сторона камеры, мм" 610 1220 1676 2440 3048
Вмести- мость ка- меры, м3 Мощность электродви- гателя, кВт 0,1 1,08 1,84 6,36 12,20
0,74 5,5 11,0 29,5 44,0
• За номер машины принята
меры в дюймах. Кроме указанных
ществуют также машины Ns 36, 56,
сторона ка-
номеров су-
72.
установлены на фабрике «Макгилл», перера-
батывающей медные руды.
Флотационная машина, выпу-
скаемая заводом пм. Э, Тельмана (ГДР),
Рис. IV.24. Блок импеллера флотационной ма-
шины «Миномет» :
1 н 6 — соответственно отверстия в дисках; 5,
3 — нижний и верхний диски импеллера; 4 — ра-
диальные лопатки импеллера; 5 — ступица ‘’им-
пеллера; 7 — корпус подшипников; 8 — вентиль;
S — воздушный патрубок; 10 — воздушный кол-
пак; 11 — центральная труба; 12 — колпак; 13 —
сменный диск
показана на рис. IV.23 [9]. Импеллер фло-
тационной машины представляет собой рабо-
чее колесо центробежного насоса с лопатками,
загнутыми назад, п состоит из верхнего пло-
ского сплошного диска (рис. IV.23, б) со
ступицей, нижнего конического диска с цен-
тральным отверстием и криволинейных ло-
паток, расположенных между дисками. На
диске имеются шесть также криволинейных
лопаток небольшой высоты. Импеллер отли-
вается из высокопрочного чугуна.
При вращении импеллера лопатки через
центральное отверстие засасывают из канала
основной поток пульпы, а лопатки небольшой
высоты благодаря надымпеллерному диску
и поступающему через отверстия в централь-
ной трубе небольшому циркулирующему
потоку пульпы засасывают через централь-
ную трубу воздух. При выходе с импеллера
основной поток пульпы смешивается с пото-
ком воздуха и пульпы, выбрасываемом лопат-
ками небольшой высоты.
Основной поток пульпы смешивается с воз-
духом в камере, т. е. в машине осуществлена
раздельная подача основного потока пульпы
и воздуха в камеру. Расход засасываемого
в машину воздуха составляет 0,3—0,4 м3/мнн
на 1 м3 пульпы и определяется циркулиру-
ющим потоком пульпы, поступающим на ло-
патки через отверстия, По сравнению с основ-
ным потоком пульпы циркулирующий поток
невелик и регулируется числом работающих
отверстий (рис. IV.23, а). Для успокоения
пены в камере установлена решетка.
Машина собирается из двухкамерных сек-
ций. Пульпа поступает в машину через
приемный патрубок первой камеры и по ка-
налу через отверстие в дне камеры засасы-
вается импеллером в камеру. Разгрузка
пульпы осуществляется через карман, рас-
положенный на задней стенке камеры. Уро-
вень пульпы в камере регулируется шибе-
ром. Каждый карман предыдущей камеры
соединен трубой с каналом последующей
камеры. Промежуточные продукты подаются
в любую камеру благодаря всасывающему
действию импеллера.
Флотационные машины завода пм. Э. Тель-
мана установлены на обогатительных фабри-
ках ГДР, СССР и других европейских стран.
Флотационная машина «Ми-
не м е т» («Mincmei»). Блок импеллера фло-
тационной машины, разработанной обще-
ством «Руды и металлы» («Minerals et Ме-
taux») (Франция), показан на рис. IV.24 [9],
В импеллере машины «Мннемет» осуществ-
ляется раздельный ввод пульпы п воздуха
на лопатки. Пульпа засасывается импелле-
ром через отверстие в нижнем диске, а воз-
дух — через центральную трубу и отверстие
в верхнем диске, В отличие от машины за-
вода им. Э. Тельмана, в которой пульповоз-
душная смесь образовывается в основном,
в камере, здесь пульпа и воздух смешиваются
в полости импеллера, а затем смесь выбрасы-
вается в камеру. При необходимости в блок
импеллера может подаваться сжатый воздух
через воздушный патрубок. Расход нагнетае-
мого или засасываемого из атмосферы воз-
304
а
Рис. IV.25. Флотационная машина «Вормен» :
а — поперечный разрез; б — ротор; в — статор
и успокоитель:
/ — ротор; 2 — камера; 3 — опорный элемент;
4 — отверстия в полом валу для засоса воздуха;
5 — полый вал; 6 — накладные плавки на пенном
пороге; 7 — стаюр'. 8 — успокоитель; 9 — паль-
цы ротора; 10 — диск ротора; 11 — диск статора;
12 — лопатки статора; 13 — сектор успокоителя
духа регулируется вентилем. Сменный диск
предохраняет импеллер от заиливания пе-
сками при остановках машины. Зазор между
импеллером и диском выдерживается мини-
мальным, благодаря чему подсос пульпы из
камеры через зазор — весьма незначителен.
Флотационная машина «Вор-
мен» (Шаггпап), выпускаемая одноименной
фирмой (Австралия), состоит из мелких ка-
мер (рис. IV.25, а} [28]. В камере установ-
лен аэратор, включающий пальцевый ротор,
статор и успокоитель.
Ротор (рис. IV.25, б) представляет собой
диск с прикрепленными к нему пальцами
круглого или фигурного сечения, Толщина
пальцев непрерывно увеличивается книзу.
Верхние концы пальцев максимально, на-
сколько допускает конструкция их крепле-
ния к диску, приближены по радиусу к оси
ротора. Оси пальцев расходятся от оси ро-
тора книзу и наклонены в направлении, про-
тивоположном вращению ротора.
Статор (рис. IV.25, в) представляет собой
диск с лопастями, расположенными по окруж-
ности в виде отдельных дуг, высота которых
к периферии уменьшается. Статор распола-
гается под ротором и крепится к дну камеры.
Успокоитель состоит из четырех секторов
с лопастями различных радиусов. Лопасти
устанавливаются так, что их передние кром-
ки, обращенные к ротору, расположены по
направлению потока, выбрасываемого рото-
ром, а задние кромки направлены почти
перпендикулярно.
При вращении ротора (см. рис. IV.25, а)
пульпа, поступающая на него сверху через
промежутки между пальцами вблизи диска,
отбрасывается вниз в сторону, при этом через
полый вал засасывается воздух и смешивается
с пульпой. Статор рассекает пулъповоздуш-
ный поток па части и направляет их по днищу
камеры к стенкам. Турбулентные потоки га-
сятся в зоне успокоителя, что обеспечивает
образование спокойного пенного слоя при
интенсивном перемешивании в донной части
камеры.
Так как ротор расположен достаточно вы-
соко над дном камеры, исключается заилива-
ние пальцев, что позволяет запускать ма-
шину после длительных остановок.
Ротор, статор и успокоитель гуммируются
резиной или изготавливаются из износостой-
ких материалов. Пальцы ротора могут за-
меняться каждый в отдельности.
При необходимости в машину можно по-
дать дополнительный воздух от воздуходувки,
используя в качестве воздушного коллектора
305
Таблица IV. 13
Техническая характеристика машин «Вормен»
Параметры Номер машины *
36 48 56 66
Размеры камеры, мм Геометрическая вместимость камеры, м3 Окружная скорость ротора, м/с Мощность электродвигателя на одну камеру, кВт 960x960 0,39 2,2 1220x1220 0,76 9,14- 1 37 1430x1430 1,04 -12,1 | 5.5 1680x1680 1,86 11,0
• За номер машины принята сторона камеры в дюймах
полость опорного элемента, проходящего
по всей длине машины.
Съем пены может быть одно- или двусто-
ронним и, как правило, осуществляется са-
мотеком. При одностороннем съеме пены
задняя стенка камеры выполняется наклон-
ной. Машина собирается из прямоточных
звеньев, устанавливаемых каскадно (см.
рис. IV.,21). Пульпа по машине движется
самотеком.
Техническая характеристика машин «Вор-
мен» приведена в табл. IV-13. Флотационные
машины «Вормен» установлены па фабриках
Австралии и Японии.
§ 2. Пневмомеханические
флотационные машины
Отличительная особенность пневмомеханиче-
ских флотационных машин — та, что в этих
машинах импеллер вращается с частотой,
необходимой для поддержания частиц во
взвешенном состоянии и тонкого дисперги-
рования воздуха, воздух подается в машину
от воздуходувки под давлением р^зб
— 10—30 кПа. Поступление воздуха от
воздуходувки позволяет по сравнению с ме-
ханическими флотационными машинами обес-
лечить постоянный расход в машине неза-
висимо от износа аэратора и регулировать
его по фронту флотации.
Флотационная пневмомеха-
ническая машина Ф11М (СССР)
имеет глубокие квадратные камеры, в каж-
дой камере расположен аэратор, состоящий
из импеллера п диспергатора.
В машинах с камерами вместимостью 3,2
и 6,3 м* * 3 (рис. IV-26, а) импеллер (рис. IV.26,в)
представляет собой конус, на нижней сто-
роне которого по периферии установлены
пальцы — вертикальные стержни прямо-
угольного сечения. По полому валу
(рис. 1V.26, б) от воздуходувки низкого
давления через коллектор, воздушную трубу
и корпус подшипников воздух подастся под
импеллер. При вращении импеллера пульпа
Рис, IV,26, Флотационная машина ФПМ-6,3:
а — поперечный разрез; б — блок импеллера;
а — импеллер:
I — корпус камеры; 2 — лопатки успокоителя;
3 — воздуховод; 4 — вентиль; 5 привод им-
пеллера; d — пеногон; 7 — блок импеллера; 8 —
импеллер; 9 — диспергатор; 10 — надымпеллер-
ный конус; 11 — полый вал; 12 — обсадная
труба; 13 — корпус подшипников
306
снизу через зазор между дном камеры и
импеллером засасывается в его полость, сме-
шивается с воздухом и выбрасывается через
промежутки между пальцами импеллера,
при этом воздух диспергируется.
Диспергатор, представляющий собой коль-
цо с радиальными лопатками, снижает тур-
булентность потоков пульпы в камере, спо-
собствует более тонкому диспергированию
воздуха и обеспечивает равномерное распре-
деление воздуха в камере.
В машине ранней конструкции диспергатор
устанавливался на днище камеры, а в ма-
шине последней конструкции для облегчения
ее запуска после аварийных остановок преду-
смотрена центральная труба с надымпеллер-
кым. конусом, к которому крепится диспер-
гатор. Пластины над диспергатором способ-
ствуют созданию спокойной зоны пенообра-
зования на поверхности пульпы.
Для уменьшения износа импеллер и дис-
пергатор гуммируются. Срок службы импел-
лера увеличивается благодаря периодиче-
скому изменению направления его вращения.
Машина ФПМ компонуется из прямоточ-
ных звеньев. Звенья могут быть установлены
каскадно или на одном уровне, В последнем
случае в головных камерах прямоточных
звеньев устанавливается блок импеллера
механического типа. Механические блоки
также позволяют возвращать промежуточные
продукты по принятой схеме без применения
насосов. Съем пепы осуществляется пеко-
гоном.
Пневмомеханическая флотационная машина
с камерой вместимостью 1,6 м3 и глубиной
760 мм имеет импеллер, представляющий со-
бой диск с установленными по периферии
пальцами, и диспергатор, установленный на
дне камеры-
Для пневмомеханических машин с камера-
ми вместимостью 6,3 м3 сконструирован кони-
ческий аэратор. Аэратор представляет собой
перевернутый усеченный конус с отверстием
по нижнему сечению конуса (рис. IV.27, б).
Основанием конуса служит диск, выступа-
ющий за края конуса, На внешней поверх-
ности конуса расположены нарифления в виде
усеченного конуса, Основаниями нарифления
крепятся к диску аэратора, а их концы рас-
положены на небольшом расстоянии от
кромки нижней части аэратора. На диске
имеются радиальные полуцилиндрические вы-
ступы, Внутри конуса проходит воздушный
канал, который соединяется с полым валом.
У вращающегося аэратора вследствие раз-
личия окружных скоростей его верхней н
нижней частей центробежное действие усили-
вается снизу вверх, что приводит к возник-
новению потока вдоль образующих конуса.
У основания копуса поток делится на части
и движется к стенкам камеры, а затем по
дну камеры возвращается к аэратору. Воз-
дух по полому валу п воздушному каналу
аэратора через отверстие в нижнем сечении
конуса выходит в камеру, смешивается с по-
током пульны и увлекается вверх, концен-
трируясь в областях пониженного давления
за нарифлениями. Возникающие на границе
Рис. IV. 27. Флотационная машина ФПМ-6,Д
с коническим аэратором:
а — поперечный разрез; б — аэратор:
1 — корпус камеры; 2 — импеллер; 3 — полый
вал; 4 — лопатки успокоителя; 5 — диск; 6 —
нарифления; 7 - радиальные полуцнлиндрине-
ские выступы
воздушных полостей с пульпой вихри обес-
печивают диспергирование воздуха. Пульпо-
воздушпая смесь при сходе с диска аэратора
выбрасывается в камеру. Расход подаваемого
в камеру воздуха может изменяться в широ-
ких пределах (от 0,6 до 1,2 м3/мин на 1 м3
вместимости камеры).
В пневмомеханической флотационной ма-
шине с камерой вместимостью 12,5 м3
(рис. IV.28, а) установлен лопаточный импел-
лер (рис. IV.28, б), представляющий собой
ступицу, связанную восемью радиальными
лопастями с диском, в нижней части которого
имеется конический раструб. Сверху на сту-
пице закреплен конус, обеспечивающий раз-
дельный подвод верхнего и нижнего потоков
пульпы. Импеллер крепится на полом валу,
над импеллером размещен диспергатор-диск
с 24-я радиальными лопатками. Диспергатор
крепится к циркуляционной воронке, кото-
рая в свою очередь закреплена па централь-
ной трубе. При вращении импеллера через
нижний раструб засасывается пульпа, кото-
рая вместе с воздухом, поступающим по по-
лому валу, идет через окна между радиаль-
ными лопастями в зону лопаток, где воздух
диспергируется, Затем пульиовоздушная
смесь смешивается с верхним потоком пульпы,
поступающим через циркуляционную во-
ронку и выбрасывается в камеру через про-
межутки между лопатками диспергатора,
который снижает турбулентность потоков
пульпы в камере, способствует тонкому
диспергированию воздуха и обеспечивает
равномерное распределение воздуха в ка-
мере. Импеллер и диспергатор гуммируются.
В настоящее время испытываются опытные
образцы пневмомеханических флотационных
машин с камерами вместимостью 8,5 и 25 м3.
Флотационная машина
ФПМ-3,2Т с турбоцентробежным импеллером
сконструирована в СССР. Она имеет не-
сколько глубоких квадратных камер. В каж-
дой камере расположен аэратор, состоящий
из импеллера и надымпеллерного диска
307
<(рис, IV.29, а). Импеллер (рис, IV.29, б)
представляет собой ступицу с диском, на
котором расположены лопасти сложной кон-
фигурации,
В трубе статора имеется кольцевой канал,
в который по воздушной трубе подается воз-
дух от воздуходувки низкого давления.
При вращении импеллера пульпа через пи-
тающий патрубок трубы статора засасывается
в полость импеллера, где перемешивается
с воздухом, поступающим через кольцевой
канал и выбрасывается в камеру. Благодаря
лопастям импеллера сложной конфигурации
обеспечивается тонкое диспергирование воз-
духа и его равномерное распределение в ка-
мере. Импеллер и надымпеллерный диск гум-
мируются. Машина компонуется из прямоточ-
ных звеньев. В начале каждого звена уста-
навливается блок механического типа.
Техническая характеристика флотацион-
ных пневмомеханических машин, сконструи-
Рис. IV.29. Флотационная машина ФПМ-3.2Т:
а — блок импеллера; б — импеллер:
1 — импеллер; 2 — статор; 3 — труба статора;
4 — корпус подшипников; 5 — воздушный па-
трубок; ~6 — диск; 7 — лопатки сложной кон-
фигурации
рованных в СССР, приведена в табл. IV.14.
Флотационные машины ФПМ установлены
на многих отечественных фабриках, перера-
батывающих различные руды.
Флотационная машина «Ад-
жи т е й р» (AgitaiT), выпускаемая фирмой
«Галигер» (США), состоит из камер квадрат-
ного или прямоугольного сечения, в которых
установлены пальцевый импеллер и радиаль-
ный успокоитель (рис. IV.30, а, б и в) [28,
71 ]. Для уменьшения износа импеллер и
успокоитель гуммируются.
В последние годы фирмой для усиления
перемешивания и внутри камер ной циркуля-
ции были созданы импеллеры типа «Чили-Х»
и «Пипса» и круговой успокоитель
(рис. 1V.30, а, ди е) [71 ]. Импеллер «Чили-Х»
представляет собой диск с 16-ю пальцами.
Длина пальцев в радиальном направлении
увеличена и, например, для импеллера диа-
метром 685 мм составляет 76 мм. Перемеши-
вающая способность такого импеллера выше,
чем изображенного на рис. IV.30, б.
Импеллер типа «Пипса» (рис. IV.30, д)
создан на основе импеллера «Чили-Х», пос-
ледний — нижняя часть импеллера «Пипса»,
В верхней части импеллера «Пипса» распо-
ложен конический диск; между коническим
и плоским дисками расположёны лопатки.
В центре конического диска имеется отверстие
для подачи пульпы. Нижняя часть импел-
лера «Пипса» работает как обычный пальце-
вый импеллер, создавая донную циркуляцию
пульпы и диспергируя воздух. Верхняя часть
импеллера работает как лопастной импел-
лер центробежного тина — пульпа поступает
на лопатки через отверстие в центре кониче-
ского диска и выбрасывается к стенкам ка-
меры. Это создает дополнительное перемеши-
вание и циркуляцию пульпы в камере и
облегчает запуск машины после остановок
без выпуска пульпы из камер.
Круговой успокоитель (рис. IV.30, е) со-
стоит из диска с отверстием под импеллер
и радиальных лопаток. По сравнению с успо-
коителем, показанным на рис. IV,30, в, эта
конструкция обеспечивает более сильную
донную циркуляцию из-за наличия гори-
308
a
зонтального диска. Пульпа, выброшенная им-
пеллером к стенкам камеры между лопатками
успокоителя, по дну камеры под диском воз-
вращается снова на импеллер. Увеличивая
расстояние диска и импеллера от дна, улуч-
шают донную циркуляцию и перемешивание
в камере,
Использование новых разработок позво-
лило увеличить глубину камер с 762 до
1370 мм и создать машины № 120АХ500
с одним импеллером и камерой вместимостью
,2 м3.
Машины «Аджитейр» выпускаются с одно-
п двусторонним съемом пены, осуществляе-
мым самотеком. Выход пенного продукта
регулируется накладными планками. Чтобы
повысить качество пенного продукта в кон"
тролыюй флотации, осуществляют противо-
ток пены. Для этого в последних камерах
удаляются межкамерные перегородки. Уве-
личением расхода воздуха в последних ка-
мерах, а также соответствующей установкой
накладных планок достигается движение
пены в направлении, противоположном по-
току пульпы.
Машина «Аджитейр» прямоточного типа
состоит из отдельных звеньев, устанавливае-
мых каскадно (см. рис. IV-21). Уровень
пульпы в машине регулируется автомати-
чески. Для подачи промежуточных продуктов
в различные операции используются спе-
циальные насосы.
309
Таблица IV. 14
Техническая характеристика отечественных флотационных пневмомеханических машин
(по ГОСТ 6702 -76)
Параметры ФПМ-3,2 ФПМ-6,3 ФПМ-12,5 ФПМ-3.2Т ФПМ-1,6
Размеры камеры, мм 1600х 1750 2200х 2200 2б00у 2600 1600х 1750 1500х1600
Глубина камеры, мм 1200 1300 1800 1200 760
Вместимость камеры, м3 3,26 6,3 12,5 3,2 1,6
Диаметр импеллера, мм Расход воздуха, м3/мин: 600 (750) 750 900 600 680
на 1 камеру До 3 До 5 До ю Не менее 1,4 Не менее 0,44 До 2
на 1 м3 камеры I 0,8 0,8 До 1,25
Избыточное давление воздуха, кПа 13—15 15-18 25 13 12
Мощность электродви- гателя на одну камеру, кВт 7,5 (Ю) 22 45 5,5 5,5
Таблица IV-15
Техническая характеристика флотационных машин «Аджитейр»
Номер машины * Размер камеры, ММ Глубина камеры, мм Вмести- мость камеры, мэ Число им- пеллеров в камере Мощность электродви- гателя, кВт Расход по- ступающего воздуха на J камеру, мэ/мин Мощность, затрачивае- мая на подачу Воздуха в 1 камеру. кВт
24 X 10 610x610 686 0,28 1 3,7 *s 0,42 0,14
36у 22,5 914x914 762 0,64 1 5.5 *3 1,0 0,28
48x32 1219Х 1219 610 0,9 4 —
48\40 1219х 1219 762 1,1 1 11,1 | 1,7 J 0,55
48x50 1219х 1219 1016 1,4 1 —
60x60 1524 х1524 762 1,7 1 14,7 *3 1 1 л
60 X 100 1524.x 1524 1219 2,83 1 14,7 *3 f
78у 150 1981 у 1981 1219 4,25 1 18,4 *3 1 1 47
78x200 1981 у 1981 1422 5 66 1 18 4 *3 f 4,-40
96x200 2438x2438 1016 5,66 4 2x11,1 *3 —' —
90Ах 300 3048у 2286 1372 8,5 1 22,1 — —
120x300 3048x3048 914 8,5 4 2х И,1 *3 11,3 3,7
120Ау400 3048 < 3048 1372 11,3 I 29,4 2,94
120x400 3048Х3048 1219 и.з 4 2х 14,7 *3 J 8,5 3,7
120Ах500 3048/3048 1626 14,2 1 29,4 2,94
144x650 3658х 3658 1372 18,4 4 2у 18,4 *3 — —
120Ах Ю00 6096x3048 1626 28,3 2 -— — 3,7
* Первая цифра в номере машины показывает ширину камеры в дюймах, вторая — вместимость
камеры в кубических футах. Буква А показывает наличие одного импеллера в камере.
*2 По данным фирмы «Галигер», потребляемая мощность составляет 80 % установочной (уста-
новочная мощность электродвигателя определяется нагрузкой в момент пуска машины).
*3 На два импеллера.
ЗЮ
Техническая характеристика флотационных
машин «Аджитейр» приведена в табл. IV-15.
В табл. IV-16 приведены данные, характери-
зующие работу машины «Аджитейр» на не-
которых зарубежных фабриках,
В 1977-—1978 гг. фирма разработала новую
флотационную машину с камерой объемом
28,3 м3 и импеллером новой конструкции,
обеспечивающим интенсивное перемешивание
и аэрацию пульпы. Размеры импеллера
760Х 255 мм, мощность электродвигателя
привода импеллера — 45 кВт, избыточное
давление воздуха 1,4 кПа, расход воздуха —
18,5 №/мин.
флотационная прямоточная
машина «Денвер D-R» стала выпу-
скаться фирмой «Денвер» для интенсивного
ведения основной и контрольной флотации
[28, 71].
Машина состоит из камер квадратного или
прямоугольного сечения с небольшим шпиц-
кастеном (за исключением камеры вместимо-
стью 14,2 м;1 машины № 500V,которая шпицка-
стена не имеет) [71 ]. В отличие от вместимо-
стью «Денвер Суб-А» в машине «Денвер D-R»
пульпа поступает на лопатки импеллера из
средней по высоте зоны камеры через кониче-
ский стакан, который крепится к статору
(рис. 1V-31). Воздух подводится к лопаткам
импеллера от воздуходувки через централь-
ную трубу, заканчивающуюся криволиней-
ным раструбом. Пульпа смешивается с воз-
духом непосредственно при входе на лопатки
импеллера — это особенность машины «Ден-
вер D-R». Пульповоздушная смесь выбрасы-
вается между радиальными лопатками ста-
тора в камеру, где возникают восходящие
потоки пульпы. Сочетание конического ста-
кана с лопастным, открытым сверху импел-
лером, обеспечило в машине «Денвер D-R»
принудительную циркуляцию значительных
объемов пульпы и позволило создать камеры
большой вместимости, имеющие глубину
1980 мм.
Повышенная циркуляция пульпы через
импеллер позволила диспергировать в ка-
мерах вместимостью 8,5 (машина № 300V)
и 14,2 мэ (машина № 500V) 11,3 м3/мин воз-
духа [71], что составляет соответственно 1,3
и 0,8 м3/мин на 1 м3 вместимости камеры.
В свою очередь эффективное диспергирование
воздуха способствует его равномерному рас-
пределению по камере, включая ее нижнюю
часть,
Восходящие потоки обеспечивают хорошее
перемешивание, предотвращая расслоение ча-
стиц по высоте, и помогают подъему частиц
и пузырьков до верхнего среза конического
стакана. Расстояние от верхнего среза ста-
кана до поверхности пульпы одинаково для
камер малой и большой вместимости, и мине-
рализованные пузырьки вне зоны циркуля-
ции, даже в больших камерах должны пройти
относительно короткий путь (около 0,5 м),
чтобы достичь пенного слоя.
Новая организация циркуляции пульпы
в камере позволила заметно снизить окруж-
ную скорость импеллера в машине «Ден-
вер D-R» по сравнению с машиной «Денвер
Рис, IV,31. Блок импеллера флотационной ма-
шины «Денвер D- R*:
/ — импеллер; 2 — статор; 3 — обсадная труба;
4 — корпус подшипников; 5 — вентиль; 6 —
циркуляционный конус; 7 — диффузор
Суб-Л», например, для камеры вместимостью
2,83 м3 (машина № 30) с 8,25 до 6,1—7,1 м/с.
В камере вместимостью 8,5 и 14,2 м3 окруж-
ная скорость импеллера составляет соответ-
ственно 7,2 и 7,5 м/с [71].
Чтобы увеличить перемешивание пульны
в нижней камере, п последние годы фирма
изменила конструкцию импеллера. Импеллер
новой конструкции (рис. IV.32) представляет
Рис. IV.32. Импеллер флотационной машины
«Денвер D-R»
311
Таблица IV.16
Примеры применения флотационных машин «Аджитейр» на зарубежных фабриках [71 ]
Предприятие; год пуска Руда (основные полез- ные минералы) Операция флотации Номер машины Производитель- ность, т/сут
«Магна и Артур» (США), для доиз- влечения меди и молибдена из хво- стов; 1974 Мед но-мол ибде- новая (борнит, халькопирит, мо- либденит) Основная медно-мо- либденовая 120x300 Питание флота- ции — пески гидроциклона 50 000
«Бренда» (Канада), 1970 Мед по-молибде- новая (халькопи- рит, молибденит) Основная и кон- трольная медно-мо- либденовая 120x350 24 600 (1975 г.)
«Симилкамин» (Ка- нада); 1972 Медная Основная медная I20AX400 17 000 (1973 г.)
«Руттен» (Канада); 1973 Медно-цинковая (сфалерит, халь- копирит) Основная и кон- трольная медная Основная и кон- трольная цинковая I20AX400 120x400 120АХ400 9 100
«Маунт-Айза» № 4; 1973 Медная (халько- пирит) Основная и кон- трольная медная 120x300 16 000
* Ввиду того что полезная вместимость камер неизвестна, все расчеты произведены исходя из геомет
’г Рассчитаны без учета промпродукта.
я Промпродуктовая флотация.
собой диск с вырезами между лопатками.
При вращении такого импеллера пульпа
со дна камеры через вырезы поступает в по-
лость импеллера, отбрасывается к стенкам
камеры, а затем по дну камеры возвращается
на импеллер. Таким образом, наряду с цир-
куляцией пульпы через конический стакан
в машинах последних конструкций имеется
также донная циркуляция. При этом при
донной циркуляции пульпы уменьшается
циркуляционный поток через стакан.
Подача больших объемов пульпы на импел-
лер привела к необходимости увеличить
число лопаток импеллера до девяти в каме-
рах вместимостью 2,83—8,5 м3 и до 12 в ка-
мере вместимостью 14,2 м3; при этом лопатки
импеллера машины № 500V имеют большую
высоту 171].
Машина «Денвер D-R» состоит из отдель-
ных звеньев, устанавливаемых каскадно (см.
рис. IV.21), что обеспечивает движение
пульпы через машину самотеком. Число
камер в звене обычно ие превышает шести,
но в некоторых случаях (например, на фаб-
рике «Гибралтар») доходит до восьми.
Уровень пульпы в звене поддерживается
312
автоматически. Съем пенного продукта в ма-
шинах «Денвер D-R» одно- или двусторонний
п осуществляется самотеком или с помощью
пеногонов. Промежуточные продукты по-
даются в различные операции с помощью
насосов.
Технические характеристики машин «Ден-
вер D-R» приведены в табл, IV.9.
В табл. IV.17 приведены данные, характери-
зующие условия применения флотационных
машин «Денвер D-R» на зарубежных обога-
тительных фабриках, В 1979 г. фирма изго-
товила на основе описываемой конструкции
флотационную машину с камерой вмести-
мостью 36 м3.
Флотационная машина
«С а л а» выпускается фирмой «Сала» (Шве-
ция) [28, 71], Машина состоит из прямоточ-
ных камер двух типов — «S» и «Т». Камера
типа «S» имеет квадратное сечение
(рис. IV-33, а) н применяется в тех случаях,
когда требуется обеспечить высокую произ-
водительность. Глубина камеры вместимостью
3,2 м3 составляет 1100 мм.
Камера типа «Т» применяется тогда, когда
требуется получить высокое извлечение и
Вмести- мость * машин на 1т/сут РУДЫ Д м8 Крупность измельченной руды Содер- жание /твердого в пита- нии фло- тации, Го Время, мин Примечание
флота - ции пребы- вания пульпы в голов* ной камере
0,012 15 % -|-0,3 мм; 20 % —0,074 мм 45 11,8 0,65 Перечистки концентрата осуществляются во флота- ционных машинах «Аджи- тейр» № 48
0,024 50 % —0,074 мм 35 15 *2 1,0 *2 Перечистки концентрата осуществляются во флота- ционных машинах «Денвер» D-R н »Донвер Суб-А» № 24
0,02 (0,003) *3 65 % —0,074 мм 30 10,5 1,05 Перечистки концентрата осуществляются во флота- ционных машинах «Аджи- тейр» № 60х ЮО, промпро- дуктовая флотация — в ма- шинах «Аджитейр» № 120Ах400
0,035 65—70 % —0,074 мм 30—35 21 *2 1.5*2 Перечистки медного и цин-
(0,002) *3 30—35 21 *2 1,5 *2 кового концентратов и промпродуктовая флотация в обои х ци кл ах осуще- ствляются во флотационных машинах «Денвер D-R» № 30
0,025 80 % —0,074 мм 35 16,8 0,7 —
рической вместимости камер.
хорошую селекцию при обогащении трудно-
обогатимых руд. Эта камера имеет сложную
форму (рис. IV.33, б). Нижняя и средняя
части представляют собой комбинацию двух
усеченных конусов, а верхняя — неправиль-
ный параллелепипед. При такой конструкции
камеры мертвое пространство в ней не обра-
зуется. В камере типа «Т» глубиной около
1890 мм и вместимостью 3,85 м3 создается
противоточное направление движения пульпы
н воздушных пузырьков. Пульпа входит
в камеру в верхней части, а разгружается
у дна, ниже импеллера. Сужение на конус
к дну камеры предотвращает осаждение пе-
сков.
Аэратор машины состоит из импеллера и
статора. Импеллер представляет собой диск,
на верхней стороне которого расположены
лопатки. На нижней стороне диска имеются
ребра. В диске по краям перед каждой лопат-
кой сделаны фигурные вырезы, через которые
пульпа поступает в полость импеллера.
Окружная скорость импеллера составляет
в камере «S» вместимостью 3,2 м3 — 7,9 м/с,
в камере вместимостью 3,85 м3 — 7,5 м/с.
Над импеллером установлен статор — диск
с клиновидными радиальными лопатками
(рис. IV.33, а)- Статор крепится к централь-
ной трубе. Импеллер и статор гуммируются
износостойкой резиной, но могут быть из-
готовлены из сплава «Нихард». Воздух по-
дастся в камеру от воздуходувки через кол-
лектор и по центральной трубе поступает
в полость импеллера. Там он смешивается
с пульпой, и образованная пульповоздушная
смесь между лопатками статора выбрасы-
вается в камеру. Минерализованные пузырь-
ки поднимаются в пену, а пульпа по дпу ка-
меры возвращается на импеллер.
Импеллер, статор, вал импеллера, централь-
ная труба и корпус подшипников вала со-
браны в единый блок (рис. IV.33), обо-
значаемый индексом «А». Для камер типа
«5» на одну опорную раму установлено сразу
два блока. Рама крепится к камере. При
необходимости агрегат с двумя блоками сразу
заменяется новым. В камерах типа «Т» одно-
временно можно заменить только один блок.
Пенный продукт удаляется пеногоном.
Промпродукты подаются с помощью спе.
циальных насосов. Машины «Сала» соби-
раются из двухкамерных секций. Если сек.
313
Т аб л и ца IV.17
Примеры применения флотационных машин «Денвер D-R» на зарубежных фабриках [71]
Предприятие; год пуска Руда (основные полезные минералы) Операция флотации Номер машины Производи- тельность, т/сут
«Бугенвиль» (Папуа — Новая Гвинея); 1972 Медная порфировая (халькопирит) Основная и кон- трольная медная 600Н 83 500
«Лорнекс» (Канада); 1972 Медно-молибденовая (борнит, халькопи- рит, молибденит) Основная и кон- трольная медно-мо- либденовая 600Н 36 000 (1973 г.)
«Гибралтар» (Канада); 1972 Медно-молибденовая (халькопирит, пи- рит, халькозин) Основная и кон- трольная медно-мо- либденовая 600Н 37 600
«Ла-Кар идад» (Мекси- ка); 1978 Медно-молибденовая (халькозин, молиб- денит) Основная и кон- трольная медно-мо- либденовая 500V 72 000 (проект)
«Маркоппер» (Филип- пины); 1969 (данные относятся к 1971 г.) Медная порфировая (халькопирит) Основная и кон- трольная медная 400Н 16 000
«Энвил» (Канада); 1969 (данные относятся к 1975 г.) Свинцово-цин кован (галенит, сфалерит, пирит) Основная и кон- трольная свинцовая Основная и кон- трольная цинковая 400Н 400Н 200V 9 100
«Хит Стил» (Канада); 1957 (расширение и реконструкция в 1969 i\) Медно-свинцово-цин- ковая (халькопирит, сфалерит, галенит) Основная и кон- трольная медно- свинцовая Основная и кон- трольная цинковая 30х юо ЗОх юо 2 700
«Сиеритта» (США); 1970 (данные относят- ся к 1975 г.) Медно-молибденовая (х алькопирит, мо- либденит) Основная медно-мо- либденовая ЗОх 100 81 600
* Ввиду того что полезная вместимость неизвестна, все расчеты произведены исходя из геометричес
*2 Промпродуктовая флотация,
*s Рассчитано без учета промпродукта.
*4 Приняты по ориентировочной зависимости крупности слива гидроциклона от содержания
314
Вмести- мость * машин на 1 т/сут руды, м3 Крупность измельченной руды Содер- жание твердого в пита* нии фло- тации, % Время, мин ; Примечание 1
флота- ции пребы- вания пульпы в голов- ной камере
0 022 (0,003) *2 32 % + 0,21 мм; 52 % —0,074 мм 42,5 18,0 1,0 Концентраты перечищаются во флотационных машинах «Ден- вер D-R» № 30 и «Давкра», промпродуктовая флотация — в машинах «Денвер D-R» № 200V и «Денвер D-R» № 30
0,034 55 % —0,074 мм 40 26,4 *3 1,47 *3 Концентраты перечищаются во флотационных машинах «Ден- вер D-R» № 30
0,022 (0,004) *2 42 % —0,074 мм 40 16,8 *3 1,05 *3 Первая перечистка и пром- продуктовая флотация осу- ществляются во флотацион- ных машинах «Денвер D-R» № 300V, вторая и третья пе- речистки концентрата — в ма- шинах «Денвер D-R» № 30
0,033 (0,011) *2 60 % —0,074 мм 30 *4 17,7 1,26 Перечистки концентрата и промпродуктовая флотация осу- ществляются во флотационных машинах «Денвер D-R» № 300V
0,023 (0,003) 74 % —0,15 мм 35 *4 14,4 *3 0,9 *3 Перечистка концентрата и промпродуктовая флотация осу- ществляются во флотационных машинах «Денвер D-R» № 200V и «Денвер D-R» № 30
0,021 0,031 80 % —0,074 мм 42 18,8 *3 1,1 *3 Перечистки концентратов и промпродуктовая флотация осу- ществляются во флотационных машинах «Фагергрин» № 100
0,063 0,063 90 % —0,044 мм 40 50 *3 1,66 Медно-свинцовый концентрат перечищается во флотационных машинах «Денвер D-R» № 30 и «Денвер Суб-Л» № 30, селек- ция концентрата — в машинах «Денвер Суб-А» 30, цинко- вый концентрат перечищается во флотационных машинах «Денвер D-R» № 30 и «Денвер Суб-А» № 30
0,017 33 % +0,15 мм 38—40 12,5 *3 1,25 *3 Концентрат перечищается во флотационной машине «Ден- вер D-R» Кз 24—40
кой вместимости камер.
твердого в сливе [58].
315
Рнс. ] V.33 ,Т Флотационная машина «Сала»:
а — камера типа «5»; 6 — то же, «Т»; й — статор:
7 — импеллер; 2 ~ статор; 3 — вал; 4 - цен-
тральная труба; 5 — корпус подшипников; 6, 7,
9 — соответственно нижняя, средняя п верхняя
части камеры; 8 — приемное отверстие второй
камеры; 70 — отверстие н стенке камеры; // —
загрузочная коробка; 12 — пекогон; 13 ~ воз-
душный коллектор: 14 -- глухая перегородка;
15 — карман; 16 — шибер; 17 — разгрузочное
отверстие
цин состоят из камер типа «S», на одном
уровне может быть установлено 3—4 секции
(6—8 камер). Эти секции образуют звено.
Звенья устанавливаются каскадно.
Секции, состоящие из камер типа «Т»,
вследствие того, что отверстие, через которое
пульпа поступает в первую камеру секции,
316
находится в верхней части камеры, не могут
быть расположены на одном уровне и уста-
навливаются каскадно. В этих секциях
пульпа перетекает из первой камеры во
вторую через отверстие, которое находится
в нижней части камеры, но выше импеллера,
В начале машины устанавливается прием-
ный карман, а в конце — разгрузочный кар-
ман. Звенья, состоящие из камер типа «S»,
и секции, состоящие из камер типа «Т»,
соединяются между собой с помощью про-
межуточных карманов. Промежуточные и
разгрузочные карманы снабжены шибером
для регулирования уровня пульпы.
Камеры в секциях машины «Сала» компо-
нуются так, что пенный продукт разгружается
на одну сторону — тип «L» (двойная длина)
или на две стороны — тип «W» (двойная
ширина). На рис. IV, 34 показана схем а
кшшд
Рис. IV.34, Схемы установки флотационной ма-
шины <Сала>:
а — тип 2L; б — тип 2 V/
компоновки для камер типа «Т». В опера-
циях основной и контрольной флотации
обычно устанавливаются секции типа «W»,
а в перечистных — типа «Lx Техническая
характеристика машин «Сала» приведена
в табл. IV. 18.
Флотационные машины «Сала» в основном
получили распространение в скандинавских
странах, где они применяются для обогаще-
ния медно-ципковых, медно-пиритных и по-
лиметаллических руд. Кр°ме того, эти ма-
шины установлены на канадских полиме-
таллических фабриках «Брунсвик» № 6 и
№ 12. В настоящее время фирма «Сала»
разрабатывает машину с камерой вмести-
мостью 8,о м* 3 [71 ].
Флотационная машина ОК-16
выпускается фирмой «Оутокумпу Ой» (Фин-
Рис, 1V.35. Флотационная машина ОК-16:
а —- поперечный разрез; б — ротор и статор:
3 — корпус камеры: 2 — пенный желоб; 3 —
воздуховод; 4 — привод импеллера; 5 — пло-
щадка обслуживания; ё — блок импеллера; 7 ~
статор; 8 — импеллер
ляндия) [71]. Машина состоит из прямоточ-
ных камер квадратного сечения (рис. IV.35, а).
В каждой камере имеется аэратор, включа-
ющий ротор и круговой радиальный статор
(рис. IV.35, б). Ротор представляет собой
диск, к которому снизу симметрично по кругу
крепятся десять элементов V-образной формы.
Каждый элемент имеет две радиальные ло-
патки сложного профиля. Лопатки соседних
элементов параллельны и между ними имеют-
ся щели, из которых воздух, подаваемый
через полый вал, выходит в камеру. При вра-
щении ротора пульпа со дна камеры засасы-
вается вверх в полость между радиальными
лопастями ц выходит в верхней части ротора.
Точки выхода пульпы и воздуха из полости
ротора чередуются попеременно по кругу,
т. е. осуществляется раздельный выход пуль-
пы я воздуха с лопаток ротора. Конструкция
ротора рассчитана таким образом, что воздух
выходит из полости ротора на всем расстоя-
нии, равном двум третям высоты ротора
от его верхнего края, а не только в наименее
погруженной части ротора. Возрастание ги-
дростатического давления с увеличением рас-
стояния от верхнего края ротора компенси-
руется уменьшением давления, создаваемого
центробежной силой вращающейся жидкости
в пространстве между ротором и статором.
Па выходе из ротора пульпа и воздух сме-
шиваются, и образованная пульповоздушная
смесь выбрасывается между лопатками ста-
тора в камеру. Пузырьки поднимаются
в пену, а пульпа по дну камеры возвращается
на импеллер, создавая циркуляционный по-
ток.
Конструкция ротора обеспечивает диспер-
гирование до 15 м3,'мин воздуха на камеру
и позволяет запускать машину после оста-
новок без выпуска пульпы из камеры. Ро-
тор и статор гуммируются износостойкой
резиной, ('.кем пены — двусторонний, не-
возможна и односторонняя разгрузка. Ка*
мера сверху закрыта площадками для обслу-
живания.
317
Таблица 1V. 18
Техническая характеристика флотационных машин «Сала»
Параметры AS-1L << AS2-6L; AS2-6W AS2-11L; AS2-11W AS2-1GL; AS2-16W AS4-I3 << << AT2-3L; AT2-3W иЭ ОО да НН
Вместимость маши- ны, м3 1,2 2.8 6,4 11,2 15,8 12,8 0,4 1,2 2,7 7,7
Средний расход возду- ха на машину, м3/мип 1,6 2,6 4,4 — — 8 0,5 1 2 4
Избыточное давление воздуха, кПа 10 14 17 17 21 21 7,5 10 14 21
Мощность электродви- гателя, кВт 4 7,5— 11 22 — — 37 2,2 4 7,5— 11 15—22
Примечания; 1} Номер машины, например, AS2-IL обозначает: А — тип блока, опреде-
ляемый конструкцией аэратора (см. рис, IV, 33); S — тип камеры; 2 — число камер в секции; I —
суммарная вместимость камер в секции; L -— компоновка камер в секции, 2} Машина AS4-13 пред-
ставляет собой две сдвоенные по ширине секции AS2-6L и имеет четыре блока.
Техническая характеристика
флотационной машины ОК-16
Размеры камеры, мм 2800X2800
Глубина камеры, мм:
общая ..................... 2300
до пенного слоя............1500—2200
(обычно
2100)
Вместимость камеры, м3 . . . 16
Размеры импеллера, мм
диаметр...................... 760
высота................... 460
Окружная скорость вращения
импеллера, м/с............... 6—6,4
Расход диспергируемого воз-
духа, м3/мин ................ 15
Рис, IV,36, Импеллер флотационной машины
с ВС S» :
Г — нижний диск; 2 — отверстия в диске /;
3 — пальцы; 4 — верхний диск; 5 — пустотелый
патрубок; 6 — отверстия в патрубке
Давление воздуха, кПа ... 20
Мощность двигателя на каме-
ру, кВт.......................... 45
Машина О К-16 компонуется из двух и
четырех камерных секций, устанавливаемых
каскадно. Уровень пульпы в машине под-
держивается автоматически. Флотационная
машина ОД-16 установлена на фабриках
Финляндии, а также на одной из отечествен-
ных фабрик, перерабатывающей сплошные
кол чед а н и ые р уды.
Фирма «ОутокумпуОй» разрабатывает ма-
шину О К-3 8 с камерой вместимостью 38 м3.
Флотационная машина BCS
разработана фирмой «Минемет» [28]. Импел-
лер машины BCS (рис. IV,36) состоит из
двух дисков, соединенных между собой
стержнями и пустотелым патрубком. Стержни
расположены по поверхности двух противо-
положно направленных конусов, находя-
щихся на одной осп.
Воздух под давлением 20 кПа через полый
вал подается в патрубок и выходит через
отверстие в патрубке в полость импеллера.
При вращении импеллера через отверстия
в нижнем диске на импеллер поступает пуль-
па, которая перемешивается с воздухом и
выбрасывается в камеру через промежутки
между стержнями. Машина компонуется из
прямоточных звеньев, устанавливаемых ка-
скадно.
Техническая характеристика флотационных
машин BCS приведена в табл. IV-19,
Флотационные машины BCS установлены
на фабриках «Ларжептьер» (Франция), «Сан-
Джиованни» (Италия), «Диспутада и Солда-
до» (Чили), «Тайба» (Сенегал).
Флотационные машины «IZ»
(ПНР) имеют несколько квадратных камер
[91], В каждой камере расположен аэратор,
состоящий из импеллера и диспергатора,
У машин с камерой вместимостью до 6 м3
318
Таблиц а IV, 19
Техническая характеристика флотационных машин BCS
Параметры Номер машины *
850 1050 1350 1050
Размеры камеры, мм 850x850 1050х1050 1350х 1350 1650х 1650
Глубина камеры, мм — 1050 1050 1050
Вместимость камеры, м3 0,65 1,1 1,8 2,8
Диаметр ротора, мм *3 — 440 500 600
Окружная скорость ротора, м/с — 7,8—9.5 6—9.4 5.1—7,9
Расход воздуха на камеру, м3/мин 0,58—1 1—1.5 2.5—4 4,1—5
Мощность электродвигателя на две 4,5 7,5 14 18,5
камеры, кВт
* Соответствует стороне камеры в миллиметрах,
*2 В настоящее время разработана и испытывается машина сечением 1650X 1650 мм. глубиной
1500 мм. вместимостью 4 м3 и диаметром ротора 700 мм.
Дан по наибольшему (верхнему) диску.
применяется пальцевый импеллер п лопа-
точный диспергатор, установленный на дни-
ще камеры.
Для машины с камерой объемом 13 м3
(рис. IV,37, а) был разработан новый импел-
лер, представляющий собой диск с цилиндри-
ческим кольцом, на котором расположены
с наружной стороны лопатки (рис. IV.37, б).
Между лопатками в цилиндре имеются от-
верстия, Диспергатор состоит из диска с от-
Рис. IV.37. Флотационная машина «IZ-13»;
а — поперечный разрез; б — импеллер:
1 — импеллер; '2 — диспергатор; 3 — корпус ка-
меры; 4 - - пеноотбойпик; 5 — привод импеллера;
6 — воздуховод; 7 — вентиль; 8 — пекогон; 9 —
лопатки успокоителя; 10 — цилиндр; 11 — от-
верстия в цилиндре; 12 — лопатки; 13 - диск
верстием под импеллер и радиальных лопа-
ток и устанавливается на расстоянии от
днища камеры. При вращении импеллера
пульпа через центральное отверстие в диске
диспергатора засасывается вверх лопатками
импеллера, где смешивается с воздухом, по-
ступающим по полому валу в полость импел-
лера и затем через отверстия в цилиндриче-
ском кольце, п образовавшаяся пульповоз-
душная смесь выбрасывается между лопат-
ками диспергатора в камеру. Импеллер и
диспергатор гуммируются.
Машина компонуется из прямоточных звень-
ев, устанавливаемых каскадно. Съем пены
одно- пли двусторонний и осуществляется
самотеком или пеногоном.
Техническая характеристика машин «1Z»
приведена в табл. IV-20.
а
319
Рис. IV,38. Блок импеллера и успокоитель фло-
тационной машины *Давн-2»;
1 — колпак; 2 — импеллер; 3 — радиальный ус-
покоитель; 4 — обсадная труба; 5 — корпус под-
шипников; 6 — патрубок для подачи сжатого
воздуха
Рис. IV.39. Флотационная машина «Максвелл* ;
1 — труба для подвода воздуха с обратным кла-
паном; 2 — шестилопастный импеллер; 3 — успо-
коительные пластины; 4 — пенный желоб; 5 —
труба для подвода питания; 6 — труба для раз-
грузки камерного продукта; 7 — чак; 8 — труба
.для разгрузки пенного продукта
Таблица IV.20
Техническая характеристика
флотационных машин «1Z»
Параметры IZ-1 IZ-3 IZ-5 IZ-12
Глубина камеры, мм 780 1050 1650 1750
Вместимость каме- ры, м3 1.1 2,5 6 13
Расход воздуха на камеру, м3/мин 1,2 2 5 10
Максимальный по- ток пульпы, м®/мин 2,5 4,5 8 15
Мощность электро- двигателя, кВт 5,5 7,5 15 22 или 30
У м а ш и н ы «Д а в и - 2» [83] (ЧССР)
аэратор (рис. IV.38) состоит из пальцевого
импеллера и диспергатора. Пальцевый импел-
лер в отличие от машин других конструкций
установлен пальцами вверх. Диспергатор,
представляющий собой диск с радиальными
лопатками, установлен на дне камеры. Цен-
тральная труба заканчивается внизу растру-
бом. Воздух от воздуходувки подается в цен-
тральную трубу и через щель между диском
импеллера и раструбом проходит в полость
лопаток импеллера у их основания. Пульпа
при вращении импеллера поступает на ло-
патки сверху, смешивается с воздухом, и
пульповоздушная смесь выбрасывается меж-
ду лопатками диспергатора в камеру.
Флотационная машина «Максвелл» (Max-
well) была сконструирована в последние
годы в Канаде и впервые установлена на
медной фабрике «Опемиска» [71]. Машина
представляет собой чан (рис. IV.39), диаметр
которого равен высоте. Пульпа перемеши-
вается шестилопастным импеллером. Воздух
подводится в камеру снизу через трубу
с обратным резиновым клапаном. Пульпа
загружается в машину сверху или сбоку,
а разгружается через желоб и отверстие
в стенке камеры. Нижний конец разгрузоч-
ного желоба расположен на расстоянии,
равном одной трети высоты от поверхности
камеры. Уровень пульпы в камере регули-
руется вручную с помощью шибера. Пенный
желоб расположен внутри камеры и закреп-
лен на четырех успокоительных пластинах
(на рис. IV.39 показана одна пластина).
Пена сливается в желоб с обеих сторон н
разгружается через трубу в стенке камеры.
При последовательном соединении машины
«Максвелл» устанавливаются каскадно.
В табл. 1V.21 приведена техническая ха-
рактеристика машин «Максвелл».
Параметры работы машин МХ-10
(вместимость 19,8 м3) на фабрике «Опеми-
ска» в операции контрольной медной флотации
Диаметр импеллера, мм .... 786
Окружная скорость вращения им-
пеллера, м/с................... 6,4
Т а б л п ц а IV.21
Техническая характеристика флотационных машин «Максвелл»
Параметры МХ-6 * МХ-8 МХ-10 MX-12 МХ-14
Размеры камеры, мм 1830х 1830 2440x2440 3050x3500 3660X 3660 4270x4270
Вместимость камеры, м3 4,25 9,9 19,8 34 56,6
Диаметр импеллера, мм 457 609 762 914 1068
Окружная скорость вра- щения импеллера, м/с Расход воздуха, м3/мин 6,6 6,6 6,6 6,7 6,7
1.41 2,12 4,24 5,66 8,49
Установочная мощность электродвигателя, кВт 3,7 7,4 14,7 22 30
’ Цифра в номере машины обозначает диаметр камеры в футах.
320
Расход подаваемого воздуха,
м3/мин:
на камеру.................... 2,4
на 1 м3 камеры .............. 0,121
Давление воздуха, кПа............. 82
Поток пульпы, м3/мин. . . . . . 1,13
Время пребывания пульпы в каме-
ре, мин......................... 17,5
Малый расход подаваемого в машину воз-
духа (0,12—0,33 м3/мин на 1 м3 вместимости
камеры) — отличительная особенность ма-
шины «Максвелл», что, по-видимому, спо-
собствует удовлетворительному перемешива-
нию пульпы в камере больших размеров [71 ],
так как при большом расходе воздуха пере-
мешивание во флотационной машине ухуд-
шается.
Машины «иМаксвелл» установлены на не-
которых фабриках, перерабатывающих мед-
ные, медно-цинковые, медно-никелевые и
полиметаллические руды. Обычно их уста-
навливают в виде монокамер в начале основ-
ной флотации для удаления легко флотиру-
ющихся частиц полезных минералов (фаб-
рики «Насименто», «Фокс», «Руттеп», «Блэк
Эйнжел» [27]). В этих случаях применение
машин «Максвелл» сглаживает неравномер-
ность в изменении содержания металлов
в руде и позволяет направить в импеллерные
машины «Фагергрин», «Аджитейр» и «Денвер»
обедненную и более равномерную по содер-
жанию металлов пульпу. Однако на фабрике
«Менибридж» [71] машина «Максвелл» уста-
новлена на хвостах межцикловой медно-ни-
келевой флотации, в которой извлекается
до 70 % всего никеля, и, таким образом,
в машину «Максвелл» поступает около 30 %
никеля, имеющегося в руде, т, е, машина
используется для донзвлечения никелевых
и медных минералов. На фабрике «Мэгмонт»,
перерабатывающей полиметаллические руды,
при высоком отношении содержания свинца
к содержанию цинка в руде машина «Макс-
велл» используется для донзвлечения гале-
нита и халькопирита, а при низком отноше-
нии, соответствующем высокому содержанию
цинка в руде,—для флотации сфалерита
171],
На фабрике «Опемиска» флотационные ма-
шины «Максвелл» используются во всех
операциях [71], Ранее на этой фабрике было
установлено 80 камер «Денвер Суб-А» № 24
и 30, производительность фабрики составляла
1800 т/сут [27]. После реконструкции и за-
мены флотационных машин «Денвер Суб-А»
машинами «Максвелл» производительность
фабрики была увеличена до 3100 т/сут.
Технологические показатели после рекон-
струкции фабрики нс изменились. Руда
измельчается до крупности 60—64 % клас-
са — 74 мкм, содержание твердого в пульпе,
поступающей на флотацию, равно 40—41 %,
Основная флотация проводится в одной
камере МХ-14, В операции контрольной
флотации установлены одна камера МХ-14
и две параллельные линии машин МХ-10,
по три камеры в каждой. Концентрат после
11 Заказ 219
контрольной флотации перечищается на пяти
камерах МХ-8 и одной камере МХ-6 [71],
Параметры работы флотационных
машин до и после реконструкции
фабрики «Опемиска» [27, 71]
Производительность, т/сут 1800 3100
Вместимость флотацион- ных машин: суммарная, м3 , . . . 119 282
удельная, м3/(т-сут) 0,066 0.091
Потребляемая мощность: суммарная (включаю- щая подачу возду- ха), кВт 295 205
удельная, кВт/(т-сут) 0,164 0,066
Производственная пло- щадь: суммарная, м2 , , , . 200 120
удельная, м2/(т-сут) 0,11 0,039
Из приведенных данных ВИДНО, что после
реконструкции фабрики показатели потреб-
ляемой мощности и производственной пло-
щади значительно уменьшились, а удельный
объем флотационных машин возрос на 38 %.
Если исходить из зависимости времени флота-
ции от пребывания пульпы в камере, уста-
новленной для многокамерных импеллерных
машин при замене машин «Денвер Суб-А»
машинами «Максвелл» можно было ожидать
резкого увеличения удельного объема фло-
тационных машин. Действительно, время
пребывания пульпы в машинах МХ-14 со-
ставляет на фабрике «Опемиска» 14 мин,
а в машинах МХ-10 — 17,5 мин. При таком
большом времени пребывания пульпы в ма-
шинах «Максвелл» время флотации и удель-
ный объем машин должны резко возрасти.
Однако удельный объем вырос всего на 38 %.
Одна из причин небольшого роста удельного
объема флотационных машин — та, что ранее
установленные на фабрике «Опемиска» ма-
шины «Денвер Суб-А» работали на малых
потоках — время пребывания пульпы в ка-
мерах составляло около 2 мин, Это обуслов-
ливало низкую скорость флотации и приво-
дило к необходимости иметь большой фронт
флотации. Так, удельный объем флотацион-
ных машин, равный 0,066 м3/(т.сут), в 2—2,5
раза превышает этот показатель для большин-
ства зарубежных фабрик, где время пребыва-
ния пульпы в камере составляет 0,3 — 1 мин.
Другая причина небольшого роста удельного
объема флотационных машин — по-видимому,
более слабая зависимость времени флотации
от пребывания пульпы в камере для машин
«Максвелл». В этом заключается другая
отличительная особенность машин этого типа.
Вероятно, полная изоляция камер снижает
вредное влияние продольного перемешивания.
Применение машин «.Максвелл» способ-
ствовало созданию флотационных машин
на основе контактных чанов, такие машины
установлены на фабриках «Менибрндж» (Ка-
нада) и «Сан-Випсепте» (Перу) [71 ].
321
На фабрике «Менибридж» флотационные
машины такого типа работают в основной
(на хвостах флотационной машины «Максвелл
вместимостью 19,8 м3) и контрольной медно-
никелевой флотации. В этих операциях
последовательно установлено три машины
вместимостью 38,2 м3 каждая (две машины
в основной флотации и одна машина в кон-
трольной). Концентрат двух последних ма-
шин перечищается в трех флотационных
машинах вместимостью 11,3 м3. Машины
установлены каскадно с перепадом 0,3 м.
Время пребывания пульпы в каждой машине
основной и контрольной флотации состав-
ляет 20 мин.
Флотационные машины созданы на основе
агитационных чанов фирмы «Денвер». Воз-
дух подается через кольцо, гуммированное
резиной, с отверстиями для выхода воздуха.
Техническая характеристика
флотационных машин типа чанов
на фабрике «Менибридж» [71]
Диаметр и высота, .мм 2440 3660
Вместимость, м3 , , . . 11,3 38,2
Диаметр импеллера, мм 762 610
Окружная скорость вра-
щения импеллера, м/с 9,25 9,96
Диаметр воздушного
кольца, мм ...........
Число (и диаметр, мм) 762 1220
отверстий в воздушном
кольце.................. 128 (9,5) 84 (6,35)
Мощность электродви-
гателя, кВт................ 7,4 18,4
§ 3. Пневматические
флотационные машины
В пневматических флотационных машинах
пульпа перемешивается подводимым возду-
хом; съем пены — двусторонний и часто
осуществляется самотеком.
Флотационная машина с неподвижным по-
ристым днищем «Келлоу» (рис. IV.40) —
простейшая конструкция флотационной ма-
шины [70]. Ванна машины имеет ширину
600—900 мм, глубину от 450 до 1000 мм и
длину до 18 м. Дно ванны может быть гори-
зонтальным или наклонным. На дно машины
укладываются чугунные коробки длиной
900 мм и шириной 600—900 мм, па которые
натягивается трех-четырехслойная ткань или
перфорированная резина из чистого каучука
толщиной 0,2—0,25 мм (30 отверстий диа-
метром 0,25 мм на 1 см2). В качестве пористого
материала используется также бетой или
керамика.
К чугунным коробкам с помощью гибких
шлангов от коллектора подводится воздух.
Расход воздуха регулируется для машины
в целом и для каждой коробки и составляет
2—4 м3/мин на 1 м2 днища, избыточное дав-
ление — 5—7,5 кПа для новых резиновых
покрышек и 10 кПа для тканевых.
Простота конструкции, отсутствие дви-
жущихся частей, высокая производительность
и низкий расход энергии — достоинства ма-
шин с неподвижным пористым днищем. К не-
достаткам этих машин относятся быстрое за-
бивание пор (особенно при использовании
в качестве флотационного реагента извести)
необходимость выпуска пульпы даже при
кратковременных остановках машин, труд-
ности при переработке грубозернистого ма-
териала,
Флотационная машина «Мак-
Интош» представляет собой V-образную
ванпу с одним (рис. IV.41) или двумя рото-
рами, вращающимися у дна [70]. Размер
ванн изменяется от[250Х 1200 до 1200Х 9000мм.
В первом случае в машине устанавливается
один ротор диаметром 100 мм, во втором —
два ротора диаметром 225 мм. Глубина ванны
составляет 600 мм. Ротор представляет собой
перфорированный цилиндр, покрытый по-
ристой тканью или перфорированной рези-
ной и установленный на полом валу. Для
предотвращения оседания песков под рото-
ром на нем установлены продольные скребки.
Воздух к ротору подводится через полый вал
с одного или двух концов. Расход воздуха
составляет 9—18 м3/мин на 1 м длины ванны,
избыточное давление при резиновом покры-
Рис. IV.40. Флотационная машина <Келлоу*;
1 — чугунные коробки, закрытые пористым ма-
териалом; 2 — ванна; 3 — приемный карман;
4 — воздушный коллектор; 5 — гибкий шланг;
6 — разгрузочный карман
322
Рис. IV.41. Флотационная машина «Мак-Ин-
тош» :
I — ротор; 2 — полый вал; 3 — скребки на
роторе; 4 — ванна; 5 — воздушный коллектор
тип 13 кПа, при тканевом 20—23 кПа. Ротор
вращается с частотой 15—20 мин-1.
Флотационная аэролифтная машина «Саус-
вестерн» — одна из наиболее распространен-
ных конструкций мелких аэролифтных ма-
шин (рис. IV.42) [70]. Машина имеет V-
образную ванну с горизонтальным днищем,
в которой две наклонные перегородки обра-
зуют центральный отсек. На небольшом
расстоянии от наклонных перегородок рас-
положены вертикальные перегородки, кото-
рые также проходят вдоль всей машины. Над
вертикальными перегородками установлен
колпак с клапанами.
В центральном отсеке вдоль машины на
расстоянии ЮО—150 мм одна от другой уста-
навливаются трубки диаметром 12—26 мм,
отходящие от воздушного коллектора. Рас-
стояние от конца трубок до дна ванны со-
ставляет 150 мм. Воздух по трубкам подается
в центральный отсек и понижает в нем плот-
ность пульпы по сравнению с боковыми от-
секами, В результате разности гидростатиче-
Рис. IV.42. Флотационная машина «Саусве-
стсрп » •.
1 — перегородки, образующие центральный от'
•сек; 2 — ванна; 3 — пенные борта; 4 — клапаны;
5 колпак: 6 — отбойник; 7 — вертикальные
продольные перегородки; 8 — отверстия в пере-
городках 7; 9 — воздушный коллектор; 10 —
трубки для подачи волдуха; 11 — вентиль
ского давления пульпа из боковых отсеков
поступает в центральный отсек, смешивается
с воздухом и выбрасывается выше уровня
пульпы в боковых отсеках. Отбойник над
наклонными перегородками направляет пуль-
пу вниз, и она попадает между вертикальными
и наклонными перегородками. Уровень пуль-
пы в этой зоне по сравнению с боковыми отсе-
ками понижен и при падении пульпы проис-
ходит дополнительное диспергирование воз-
духа. Основная часть захваченного воздуха
при этом выходит в атмосферу через клапаны
н лишь небольшая часть его (5—10 %)
в виде мелких пузырьков поступает вместе
с пульпой через отверстия в вертикальных
перегородках и под ними в боковые отсеки.
Минерализованные пузырьки поднимаются
вверх и образуют на поверхности боковых
отсеков пену, удаляемую самотеком. Пульпа
поступает в машину из приемного кармана,
а разгружается через хвостовой карман, снаб-
женный шибером для регулирования уровня
пульпы. Глубина машины 0,9 м, расход воз-
духа составляет 8—10 м3/мцн на 1 м длины
ванны при избыточном давлении 12—15 кПа.
Преимущества мелких аэролифтных машин
по сравнению с импеллерными машинами —
простота конструкции, отсутствие движу-
щихся деталей, низкие расходы на ремонт.
Недостатки мелких аэролифтных машин —
забивание воздухопроводящих трубок пе-
сками при отключении воздуха, недостаточно
интенсивное перемепшваннс, низкий коэффи-
циент использования воздуха. Аэролифтные
машины более чувствительны к колебаниям
плотности пульпы п гранулометрического
состава руды, чем импеллерные машины.
При изменении плотности пульпы изменяется
II
323
Рис. IV.43. Флотационная машина АФМ-2,6;
/ — щелевые аэраторы; 2 — ванна: 3 — аэролифтная
камера; 4 — накладные планки; 5 — воздушные па-
трубки; 6 — вентиль; 7 — воздушный коллектор; 8 —
направляющие щиты Для воздуха; 9 — шибер; 10 —
разгрузочный^карман; 11 — приемный карман
сопротивление движению воздуха на выходе
из трубок, а следовательно, и расход воздуха,
определяющий интенсивность перемешивания
и аэрации пульпы-
Глубокая аэролифтная машина отличается
от мелкой машины глубиной ванны, которая
в испытанных конструкциях достигала 3,5 м.
Увеличение глубины ванны улучшает аэра-
цию пульпы и повышает интенсивность пере-
мешивания. Глубокие аэролифтные машины
по сравнению с мелкими имеют более высокую
производительность на единицу площади.
Расход воздуха с увеличением глубины сни-
жается и составляет 5—8 мА'мин на 1 м длины
ванны. Однако необходимое избыточное дав-
ление воздуха в связи с большей глубиной
увеличивается и составляет 25—40 кПа.
С увеличением глубины ванны возрастает
также забиваемость воздухопроводящих тру-
бок в момент отключения воздуха. Поэтому
в глубоких машинах большинства конструк-
ций на концы воздухопроводящих трубок на-
деваются резиновые наконечники, выполня-
ющие роль обратных клапанов [70].
Глубокая аэролифтная ма-
шина АФМ-2,5 разработана в СССР и
отличается от машин других конструкций
двухсторонним щелевым подводом воздуха
(рис. IV.43). Щелевые аэраторы представляют
собой пустотелые металлические коробки,
заканчивающиеся сбоку щелевидным клапа-
ном, образованным стенкой коробки и рези-
новой накладкой. Аэраторы подводят воздух
к центральному отсеку (аэролифтной камере)
равномерно по всей длине машины и позво-
ляют регулировать подачу воздуха. Транс-
портный воздух выходит через отверстия
в системе направляющих щитов.
Аэролифт машины АФМ-2,5 имеет высокую
производительность и обеспечивает интенсив-
ное перемешивание и аэрацию пульпы. Коэф-
фициент использования воздуха по сравнению
324
с мелкими аэролифтными машинами увеличен
с 5—10 до 25 %.
Машина компонуется из отдельных секций
длиной 3 м. Глубина ванны 2 м, ширина
2,5 м. Расход воздуха составляет 5—7 м3/мин
на 1 м машины при избыточном давлении 25—
30 кПа. Съем пены осуществляется самотеком.
Выход пенного продукта регулируется на-
кладными планками. Пульпа поступает в ма-
шину через приемный карман и разгружается
через хвостовой карман, снабженный шибером
регулирования уровня пульпы в ванне.
Промышленные испытания машины
АФМ-2,5 и машины «Саусвестерн» на старой
Кафанской фабрике, перерабатывающей мед-
но-пиритную руду, показали экономические
преимущества машины АфМ-2,5.
Показатели работы глубоких и мелких
аэролифтных машин при обогащении
медно-пнритной руды (основная медная
флотация)
Глубокая
машина
АФМ-2,5
Мелкая
машина
«Саус-
вестерн»
Производительность по
руде, т/сут...........
Извлечение меди, % . .
Вместимость машины, м3
на I т перерабатываемой
руды в сутки..........
Занимаемая площадь, м2
Расход:
электроэнергии,
кВт-ч/т.............
сжатого воздуха,
м3/мин..............
Избыточное давление
воздуха, кПа..........
1300
90
1300
90
0,0208
60
2,5
55
30
0,0302
290
4,7
500
12
Рис. IV.44. Флотационная машина «Апатит-30»:
а — поперечный разрез; б — пневмогидравличе-
ский аэратор:
1 — воздушный коллектор; 2 — водяной коллек-
тор; 3 — пневмогидравлический аэратор; 4 —
ванна; 5 — иеногон; 6 — пеноотбойннк; 7 — кор-
пус; 8 — воздухораспределитель: 5 — отверстие
в воздухораспределителе 8: 10 — сопла
На основании полученных результатов
машина АФМ-2,5 была установлена на новой
Кафанской фабрике.
Флотационная машина «Апа-
тит» (ФП 2,5А) сконструирована в СССР
(рис. IV.44, о) [20]. Машина состоит из ка-
мер, имеющих почти прямоугольное сечение.
В каждой камере на расстоянии 100 мм выше
днища перпендикулярно к продольной оси
машины смонтированы три пневмогидравли-
ческих аэратора (рис. IV.44, б); расстояние
между аэраторами — 650 мм.
Аэратор состоит из двух концентрически
расположенных труб. Во внутреннюю трубу
под избыточным давлением 400—500 кПа
поступает воздух, а во внешнюю под таким
же давлением — вода. Внутренняя труба
имеет отверстия, через которые воздух вы-
ходит во внешнюю трубу, где смешивается
с водой. Образованная водовоздушная смесь
продавливается в пульпу через сопла, рас-
положенные вдоль аэратора по обеим его
сторонам.
Вместимость камеры равна 6 м3, расход
воздуха 0,7 м3/мии, расход воды — 0,017—
0,02 м3/мин на 1 м3 вместимости машины.
Разбавление пульпы водой, подаваемой в аэра-
торы — недостаток машины «Апатит».
Машина компонуется из камер, разделен-
ных снизу вверх перегородками высотой
соответственно 350 и 250 мм. Перегородки
уменьшают вредное влияние продольного пе-
ремешивания. Число камер в машине не пре-
вышает восьми. Съем пены двусторонний и
осуществляется пеногонами. Для направле-
ния пены к сливному порогу в машине имеется
пеноотбойннк.
Машина установлена на обогатительной
фабрике № 2 п/о «Апатит».
флотационные машины ча-
нового типа разработаны в СССР
(рис. IV.45). Камера машины имеет верхнюю
цилиндрическую и нижнюю коническую ча-
сти. В камере расположены два аэратора —
основной и вспомогательный. Основной аэра-
тор представляет собой металлический каркас
с закрепленными на нем перфорированными
трубками из эластомера. Он устанавливается
в месте стыка цилиндрической и конической
частей камеры. Вспомогательный аэратор
имеет коническую форму и состоит из метал-
лического каркаса с закрепленными на нем
резиновыми кольцами. Он устанавливается
в конической части камеры и предназначается
для пуска машины под нагрузкой за счет
подачи в него сжатого воздуха в период
запуска.
Пульпа подается в машину в верхней ча-
сти камеры через центральную трубу и по
периферии. Пульпа движется навстречу пу-
зырькам, образованным при пропускании
воздуха через основной аэратор. Пенный
продукт разгружается самотеком в кольце-
вой желоб, камерный продукт—через кар-
ман с шибером или шланговый затвор.
Рис. IV.45. Флотационная пневматическая ма-
шина чанового типа:
1 — корпус; 2 — ввод питания; 3 — разгрузка;.
4, 5 — аэраторы основной и вспомогательный;.
6 — желоб; 7 — люк для осмотра машины; 8 —
пеноотбойннк
3251
Машина может эффективно работать при
значительно большем времени пребывания
пульпы в камере, чем прямоточные импел-
лерные машины.
Технические характеристики чановых
флотационных машин
ФП-10 ФП-10
Производительность по потоку литания, м3/мин Геометрическая вмести- 5 10
мость камеры, м3 . , . 10 40
Диаметр камеры, м . . 2 3,4
Глубина камеры, м . . Избыточное давление 5,2 5,2
воздуха на входе в кол- лектор, кПа 150 150
ФП-80 ФП-100
Производительность по потоку питания, м3/мин 15 20
Геометрическая вмести- мость камеры, м3 , . . 80 100
Диаметр камеры, м . . 3,4 3,4
Глубина камеры, м . . Избыточное давление 11 13
воздуха на входе в кол- лектор, кПа 170 180
§ 4. Флотационные машины
для крупнозернистой флотации
Для обогащения крупновкрапленных руд
в СССР разработаны флотационная машина
с кипятим слоем и пневматическая флота-
ционная машина пенной сепарации [39, 50].
Рис. 1 V.46. Флотационная машина с кипящим
слоем ФКМ-63:
1 — импеллер; S — статор: 3 — успокоительные
лопатки; 4 — решетка; 5 — камера; 6 — пенный
порог; 7 — желоб; S — циркуляционная труба
флотационная машина с ки-
пящим слоем ФКМ-63 (рис. IV.46)
создана на основе машины «Мехапобр» [50].
В камере на расстоянии 450—550 мм от дна
установлена решетка с живым сечением,
равным 15—20%, и отверстиями 6—8 мм.
Па передней стенке камеры смонтирован
желоб, из которого через щель в шпицкастенс
и питающий патрубок пульпа поступает на
импеллер. Решетка делит камеру на нижнее
и верхнее отделения. Образованная в нижнем
отделении пульповоздушная смесь продав-
ливается через отверстия в решетке в верхнее
отделение. Благодаря малой площади живого
сечения турбулентные потоки гасятся, и
Рис. IV.47. флотационная машина пенной сепарации ФПС-16:
а — принципиальная схема; б — общий вид;
I — камера; 2 — резиновые аэраторы; 3 — загрузочное устрой-
ство; 4 — наклонные деки; 5 — сопла; 6 — пенный порог; 7 —
желоба; 8 — шланговый .затвор
326
пульпа равномерно распределяется по всему
сечению камеры. При этом возникают вос-
ходящие потоки пульпы, в которых частицы
минералов взвешиваются с образованием ки-
пящего слоя. Пузырьки минерализуются
при их прохождении через кипящий слой
в восходящих потоках пульпы в условиях
пониженной турбулентности, что повышает
крупность флотируемых частиц.
Исходная пульпа поступает на решетку
или на пенный слой. В последнем случае
в машине используется принцип пенной се-
парации. В зоне подачи пульпы на пенный
слой циклонными аэраторами за счет падения
струй маточного раствора создается повы-
шенная аэрация, что интенсифицирует фло-
тацию.
Машины ФКМ прямоточные и компонуются
из двухкамерных секций. Они установлены
на фабриках, перерабатывающих калийные
соли и серные руды.
Флотационная машина пен-
ной сепарации (рис. IV.47) [39],
представляет собой пирамидальную камеру,
в верхней части которой установлено два
ряда перфорированных трубчатых резиновых
аэраторов. Расстояние между аэраторами
составляет 18—20 мм. Число перфораций
в трубках — до 50 на 1 см2. Избыточное
давление воздуха в аэраторах равно 20 кПа,
расход воздуха на камеру — до 2 м3/мнн.
Загрузочное устройство машины состоит
из нескольких наклонных дек, равномерно
распределяющих пульпу по всей длине ма-
шины, и делителя Джонса, обеспечивающего
деление пульпы на правую и левую стороны.
Пульпа поступает па пенный слой, созда-
ваемый с помощью аэраторов. Гидрофобные
частицы частично остаются в пенном слое,
частично вместе с пульпой проходят сквозь
пену и флотируются из объема пульпы. Не-
сфлотированные частицы опускаются в ниж-
нюю часть камеры и выгружаются через
шланговый затвор.
В настоящее время серийно выпускается
двухкамерная машина пенной сепарации
ФПС-16 длиной 4740 мм.
Машина пенной сепарации внедрена на
обогатительных фабриках, перерабатывающих
калийные соли, марганцевые руды и алмаз-
ные пески [72]. Производительность одной
камеры машины ФПС-16 на разных рудах
изменяется в пределах 25—50 т/ч, при этом
крупность флотируемых частиц (сильвина)
доходит до 3 мм. Содержание твердого в пи-
тании машины составляет 40—70%.
Машина ФПС-16 устанавливается каскадно
пли требует применения насосов.
Многокамерная машина пен-
ной сепарации фП-16 (рис. IV-48)
[81]. В машине ФП-16 используются такие
же аэраторы, как в машине фПС-16. Пульпа
через загрузочно-распределительное устрой-
ство поступает в машину и по наклонным
декам растекается по всей длине первой
камеры. В центре камеры расположен аэро-
лифтный отсек. Пульпа попадает в зону дей-
ствия аэролифта, который выбрасывает ее
на пенный слой. Несфлотированные частицы
Рис. IV.48. Флотационная машина пенной се-
парации ФП-16
по наклонным декам переходят в следующую
камеру, распределяются по всей длине ка-
меры и опять подаются на пенный слой.
Машина компонуется из двухкамерных сек-
ций. Вместимость камеры — 2,5 м3; габарит-
ные размеры секции: длина 2450, ширина
2000, высота 3500 мм; производительность —
до 3 м3/'мин. В настоящее время сконструи-
рована машина ФП-6,3.
§ 5. Практика применения
флотационных машин
различных типов
Им п е л ле р н ые машины. В СССР
широкое распространение получили механи-
ческие флотационные машины Механобр —
№ 5, 6 и 7. Преимущества этих машин —
возможность работы на грубоизмельченных
рудах, содержащих до 40 % и выше класса —
0,074 мм; отсутствие воздуходувного хозяй-
ства п пасосов для возвращения промпродук-
тов; установка машин на одном уровне;
легкий запуск после остановки. Однако срав-
нительно быстрый износ аэратора в этих
машинах и снижение по этой причине количе-
ства засасываемого воздуха, а также высо-
кая энергоемкость привели к тому, что на
рудах с содержанием 50—60 % и выше
класса — 0,074 мм стали применяться пнев-
момеханические машины с пальцевым импел-
лером.
Испытания и внедрение пневмомеханиче-
ских машин с пальцевым импеллером на
фабриках показали, что в этих машинах по
сравнению с механическими машинами Ме-
хапобра существенно возрастает скорость
флотации и на 20—40 % снижается расход
электроэнергии. Во многих случаях повы-
шаются также технологические показатели
[71 ]. Недостатками этих машин являются:
их забиваемость крупнозернистыми песками,
что не позволяет применять пневмомеханиче-
ские машины с пальцевым импеллером для
грубоизмельчеиного материала; наличие воз-
духодувного хозяйства; необходимость ис-
327
пользования насосов или всасывающих ка-
мер для возвращения промпродуктов; не-
обходимость каскадного расположения для
лучшего прохождения песков по машине;
трудность запуска машины после оста-
новок при отсутствии иадымпеллерного
диска.
Пневмомеханические флотационные маши-
ны с коническим аэратором (см. § 3) по сравне-
нию с машинами с пальцевым импеллером
имеют более простую конструкцию и более
низкий расход электроэнергии, что снижает
эксплуатационные расходы и значительно
упрощает ремонт. Поэтому пневмомеханиче-
ские машины с объемом камер до 6,3 м3
включительно намечено выпускать с кони-
ческим аэратором.
Пневмомеханические машины с лопаточ-
ным импеллером и циркуляцией через кони-
ческую воронку обеспечивают не менее эффек-
тивное перемешивание пульпы, чем механиче-
ские машины. Поэтому такая конструкция
аэрационного блока была использована при
создании отечественных машин пневмомеха-
нического типа большой единичной произво-
дительности.
Наиболее рациональны из импеллерных
машин — прямоточные. Они характеризуют-
ся высокой пропускной способностью, более
простой конструкцией, удобны в эксплуата-
ции (легко заменяется и меньше изнашивается
блок импеллера), а также обеспечивают воз-
можность более легкого регулирования уров-
ня пульпы в операциях основной и контроль-
ной флотации. Поэтому прямоточные машины
приобретают доминирующее значение в этих
операциях независимо от сложности схем,
по которым руды перерабатываются, при
обогащении руд различных типов. В отече-
ственной практике это машины ФПМ, в за-
рубежной — пневмомеханические «Денвер
D-R» и «Аджитейр» и механические «Фагер-
грин».
Однако прямоточные машины имеют не-
достаток, заключающийся в том, что из-за
отсутствия сплошных перегородок между ка-
мерами в машине возникает обратный поток
пульпы, который значительно усиливает раз-
брос частиц по времени^ пребывания и тем
самым снижает скорость флотации 171].
Обратный поток уменьшается с ростом пря-
мого потока, поэтому прямоточные машины
необходимо применять при высокой скорости
потока пульпы.
В перечистных операциях и при селекции
концентратов, когда большое значение имеет
возможность возвращения промпродуктов без
применения насосов, в отечественной практике
используются машины «Механобр», а за ру-
бежом — машины «Денвер Суб-А». В этих
операциях в СССР устанавливаются также
пневмомеханические машины ФПМ, а за
рубежом машины «Аджитейр» и «Денвер D-R»,
в которых (по сравнению с машиной «Фагер-
грин») можно также регулировать выход
ленного продукта в каждой камере измене-
нием подачи воздуха.
Несмотря иа указанные преимущества ма-
шин тех или других конструкций, в некото-
328
рых случаях целесообразно применять ма-
шины одного типа во всех операциях.
В последнее время в связи с переработкой
бедных руд производительность обогатитель-
ных фабрик возросла. Это привело к созда-
нию обогатительного оборудования большой
единичной производительности, в том числе
и флотационных машин.
Впервые машины с камерами относительно
большой вместимости были сконструированы
в СССР. Машины «Механобр-7» и ФПМ-6,3
с камерами вместимостью 6,3 м3 установлены
на многих крупных отечественных фабриках,
перерабатывающих разнообразные руды. Фло-
тационная машина ФПМ-12,5 с камерой
вместимостью 12,5 м3 выпускается серийно,
машина фПМ-25 с камерой вместимостью
25 м3 находится в стадии промышленных
испытаний.
Зарубежные фирмы также выпускают ма-
шины с камерами большой вместимости. Раз-
работаны многокамерные машины с одним
аэратором и камерами следующей вмести-
мости, м3: «Денвер D-R» № 1275—36, «Фа-
гергрин» № 164—28, ОК-38 — 38.
Большинство новых отечественных и за-
рубежных фабрик большой и средней про-
изводительности оснащаются в настоящее
время флотационными машинами с камерами
большой вместимости, так как их применение
сокращает капитальные вложения и эксплуа-
тационные расходы.
Пневматические машины. Об-
ласть применения пневматических машин
прежде всего определяется возможностью
получения тех же технологических показате-
лей, которые могут быть получены в маши-
нах импеллерного типа. При одинаковых тех-
нологических показателях преимущество
пневматических машин — простота их кон-
струкции, низкая стоимость ремонта, относи-
тельно высокая производительность. К нх не-
достаткам относятся забивание машин мате-
риалом при остановках, отсутствие равно-
мерной аэрации пульпы вследствие забива-
ния аэраторов и изменения плотности пуль-
пы и крупности измельченной руды, трудность
флотации крупного и тяжелого материала
из-за недостаточного перемешивания. В глу-
боких аэролифтных машинах интенсивность
перемешивания пульпы более высокая, чем
в других пневматических машинах.
К числу предприятий, построенных в пос-
ледние годы и использующих пневматические
машины, относится Кафанская фабрика
в СССР, на которой установлены аэролифтные
машины АФМ-2,5. Однако на подавляющем
большинстве фабрик применяются импел-
лериые машины. На многих ранее построен-
ных предприятиях пневматические машины
заменены импеллерными (фабрика «Коппер-
Клиф» в Канаде, «Муфулира» в Замбии,
«Керетти» в Финляндии, «Мак-Гилл» и «Брев-
стер» в США и т. д.), а на других предприя-
тиях при вводе новых мощностей были уста-
новлены импеллерные машины (фабрики «Га-
спе» в Канаде, «Чино» в США), хотя на ста-
рых секциях продолжают работать пневма-
тические машины.
Рис. I.IS. Зависимость относительной скорости
всплывания шара диаметром 1.6 см от скорости
восходящего потока тяжелой суспензии:
1 — при отсутствии пептизатора (Та = 9 Па,
U = 0,07 П); 2 — в пептизированной суспензии
т0 = I Па, 11 = 0.06 П); Л = р т — рс — раз-
ность плотностей шара и суспензии, г/см9
соответствующей формуле (см. раздел III пер-
вой книги Справочника).
При всплывании в суспензии тел, плотность
которых близка к плотности среды (рт —
— Рс < 0,1 г/см3), на скорость их подъема
оказывает влияние налипание частиц су-
спензии на поверхность всплывающих тел
[8], что вызывает увеличение массы тел.
Это приводит к уменьшению скорости их
Рис. 1.19. Расчетная зависимость относительной
скорости всплывания шара в сильноструктурной
ность^г/смз
подъема и может вызвать даже изменение
направления движения тел. В результате
этого явления всплывающие тела могут по-
тонуть. При повышении скорости движения
суспензии влияние осаждения частиц утя-
желителя на движение кусков руды умень-
шается.
Скорость движения тел в структурной
суспензии зависит от динамического напря-
жения сдвига. Частицы утяжелителя при-
тягиваются к поверхности погруженного
тела сильнее, чем друг к другу. Вследствие
этого, вода частично выжимается из области
у поверхности тела и в ней образуется струк-
тура более плотная и прочная, чем в осталь-
ной массе суспензии. При движении тела
структурные связи рвутся не на самой гра-
нице тела, а на некотором расстоянии от
поверхности, и суспензия, находящаяся в объ-
еме между границей тела и поверхностью
разрыва, движется вместе с телом. Этот
агрегат имеет плотность, отличную от плот-
ности тела. При механическом воздействии
мешалки, восходящего потока и т. п. струк-
тура как в массе суспензии, так и в присоеди-
ненном объеме может частично разрушаться.
При этом разность плотностей, необходимая
для преодоления сопротивления структуры
суспензии, уменьшается, и скорость движе-
ния тел увеличивается (см. рис. 1.18).
Для расчета конечной скорости падения
(всплывания) тел в структурной суспензии
предложены формулы [6; 80], основанные
на оценке сил, действующих на падающее
(всплывающее) тело. В частности, формула
для расчета скорости, полученная в работе
[6], учитывает изменение объема и массы
тела под влиянием налипания утяжелителя
и структурообразования, зависящего от ско-
рости потока суспензии. Формула содержит
ряд параметров, значение которых опре-
делено экспериментальными зависимостями.
При постоянном значении относительной
плотности Д, скорости всплывания одина-
ковых по объему и форме тел в слабострук-
турной (т0 < 3 Па) и сильиоструктурной
(т0>> 8 Па) суспензиях существенно разли-
чаются (рис. 1.19).
§ 5. Сепараторы для обогащения
в тяжелых суспензиях
Обогащение в тяжелых суспензиях средне-
н крупнокусковото материала производят
в сепараторах, принцип работы которых
основан на использовании гравитационных
сил. Обогащение мелкозернистого материала,
осуществляют в центробежных сепараторах
(гидроциклоиах).
Классификация и схемы различных типов,
сепараторов для обогащения руд в грави-
тационном поле приведены на рис. 1.20.
В целом технологическая эффективность се-
параторов убывает от а к е и от ж к н, а экс-
плуатационные расходы соответственно воз-
растают в том же порядке. Для сепарато-
ров а, з — л эти показатели примерно оди-
наковы.
34
В последние годы в СССР на основе аэра-
торов машин пенной сепарации разработана
конструкция монокамерных пневматических
машин ФП-10, ФП-40, ФП-80 и ФП-100
с камерами вместимостью соответственно 10,
40, 80 и 100 м3.
Эти машины, наряду с отмеченными выше
достоинствами пневматических машин, обла-
дают, по-видимому, еще одним важным пре-
имуществом — более слабой зависимостью
скорости флотации от времени пребывания
пульпы в камере, что позволяет устанавли-
вать более крупные (по сравнению с пневмо-
механическими) машины на фабриках
относительно небольшой производительно-
сти.
Определение рациональных областей при-
менения и разработка обоснованной методики
расчета монокамерных пневматических ма-
шин должны быть осуществлены в резуль-
тате их длительной эксплуатации и сравнения
с пневмомеханическими машинами па рудах
различных типов.
Расчет необходимого числа
камер импеллер пых флота-
ционных машин. Число параллель-
ных потоков пульпы V, поступающих в опе-
рацию основной и контрольной флотации,
или число «ниток» флотационных машин,
определяется следующим соотношением: V =
= V/vt где V — суммарный объем пульпы,
поступающей на основную и контрольную
флотацию, м3/мин; и — поток пульпы, пере-
рабатываемый каждой «ниткой» флотацион-
ных машин, м3/мип.
Суммарный объем пульпы (м3/мин)
V = Q (R + 1/б)/1440,
где Q — масса твердого, поступающего на
основную и контрольную флотацию, т/сут;
R — массовое соотношение жидкой и твердой
фаз в пульпе; 6 — плотность руды, т/м3.
Для установления оптимальных потоков
пульпы, которые следует подавать во фло-
тационные машины различных типов, были
проведены специальные исследования [51,
71]. Эти исследования показали, что с уве-
личением нагрузки на флотационную машину
скорость флотации возрастает, или, что
то же самое, уменьшается время флотации,
необходимое для получения заданного извле-
чения. Как было показано выше, эта зави-
симость объясняется тем, что при увеличении
скорости потока пульпы уменьшается раз-
брос частиц по времени пребывания в ма-
шине и тем самым снижается вредное влия-
ние продольного перемешивания, в резуль-
тате чего режим работы машины прибли-
жается к машине без продольного переме-
шиванн я, и скорость флота ци и возра-
стает.
На рис. IV-49 показана зависимость вре-
мени флотации т от времени пребывания
пульпы <р в головных камерах механических
машин «Механобр» и пневмомеханической
машины ФПМ. Как видно из рис. IV—49,
в механических и пневмомеханических ма-
рке. IV.49. Зависимость времени флотации т
от времени пребывания пульпы <р в камерах
механических и пневмомеханических машин:
1 — Дегтярской руды в машине М-6, 8 = 88,5 %
(основная и контрольная флотация); 2 — джезказ-
ганской руды в машине М-6, 8 = 92 %; <? — киро-
воградской руды в машине М-5, 8 = 90 %;
4 — коунрадской окисленной руды в машине
М-7, ^окислов = 60—75 и еСуЛЬф =76%; 5 —
Дегтярской руды в машине М-7, 8 =60 % (основ-
ная флотация); 6 — коунрадской сульфидной
руды в пневмомеханической машине с камерами
вместимостью 4 мв, е=80 %, <р = (где
и-'г — геометрическая вместимость камеры)
шинах, большая часть камер которых были
прямоточными, с уменьшением <р (в испытан-
ных пределах) время флотации т монотонно
снижается. При этом минимальное значение <р
составляло 0,5 мин.
Испытания пневмомеханической машины
фПМ-1,6 на Среднеуральской обогатитель-
ной фабрике показали, что при снижении
времени пребывания пульпы в головней
камере с 0,56 до 0,31 мин время флотации,
необходимое для получения одного и того же
извлечения, снижалось на 24—26 %. Эти
результаты подтверждаются данными прак-
тики, свидетельствующими о том, что на ряде
фабрик импеллерные машины эффективно
работают при времени пребывания пульпы
в головной камере 0,25—0,3 мин [27, 71 ].
Указанные зависимости т от <р были по-
лучены для машин с камерами вместимостью
не более 6,3 м8. Испытания новой отечествен-
ной прямоточной машины фПМ-12,5 пока-
зали, что и в этом случае время флотации т
329-
существенно зависит от <р [71]. Это свиде-
тельствует о значительном влиянии потока
пульпы на время флотации в большеобъемных
прямоточных машинах.
Анализ данных по применению машин
«Денвер», «Аджитейр» и «фагергрин» с ка-
мерами большой вместимости, проведенный
болгарскими исследователями, показал, что
при увеличении времени пребывания пульпы
в камере на 0,1 мин, время флотации в этих
машинах увеличивается на 0,73 мин, т. е,
скорость флотации падает.
Результаты замены флотационных машин
с камерами вместимостью 3 м8 и менее фло-
тационными машинами ОК-16 с камерами
вместимостью 16 м3 на финских фабриках
показывают, что увеличение времени пребы-
вания пульпы в камере в 3,5—4 раза при
замене малых камер на большие, привело
к росту времени флотации и суммарной вме-
стимости камеры в 2—2,6 раза [71].
Таким образом, имеющиеся данные позво-
ляют сделать вывод о том, что в импеллериых
прямоточных машинах увеличение времени
пребывания пульпы в камере приводит к воз-
растанию времени флотации и увеличению
суммарной вместимости флотационных машин.
Хотя более продолжительное пребывание
пульпы в камере снижает скорость флота-
ции, оно может оказаться более выгодным
экономически (за счет применения камер
большого размера, сокращения числа камер
и снижения капитальных затрат и эксплуа-
тационных расходов).
Очевидно, в каждом конкретном случае
этот вопрос должен быть специально рас-
смотрен с учетом зависимости т = / (ф).
Однако общая зависимость т — / (ф) такова,
что для прямоточных импеллериых флота-
ционных машин, по-видимому, целесообразно
выбирать т в пределах 0,3—1,5 мин.
После выбора ф и потока пульпы v рассчи-
тывается ЧИСЛО «ниток» Л\
Обычно для фабрик большой производи-
тельности число «ниток» машин не должно
быть менее двух, так как при одной «нитке»
трудно производить ремонт машин, не оста-
навливая всю фабрику.
При малом выходе концентрата число
камер п в «нитке» флотационных машин
рассчитывается по формуле:
п = об'М'гЛ,
где т| — отношение полезной вместимости ка-
меры к геометрической (например, для ме-
ханических машин М-5, М-6, М-7, ц = 0,8).
В случае большого выхода концентрата
следует рассчитывать число камер в «нитке»
с учетом выхода концентрата.
Глава 4
Схемы
и режимы флотации
§ 1. Схемы флотации
Схемы флотации различаются по методу
флотации (селективная или коллективная)
и по числу стадий обогащения * (одно-,
двух- или многостадиальные). Схемы с оди-
наковым числом стадий могут различаться
порядком и расположением технологических
операций внутри каждой стадии.
При наличии в схеме операций контрольной
флотации (очистка хвостов) и операций пере-
чистки концентрата их число зависит от тре-
бований к качеству концентрата, содержания
полезного минерала в руде и флотационных
свойств составляющих руду минералов. При
относительно невысоких требованиях к ка-
честву концентрата и сравнительно богатых
или труднофлотируемых рудах схемы ха-
рактеризуются развитием контрольных опе-
раций и малым развитием (или отсутствием)
перечистных. Если же кондиции на кон-
центрат высокие, схемы дополняются опера-
циями перечистки концентрата, при этом
число их увеличивается, когда обогащаются
относительно бедные руды, например молиб-
деновые.
Если минералы пустой породы практически
не флотируются, при достаточно высокой
флотационной активности полезных минера-
лов может быть достигнута высокая чистота
разделения уже в I стадии обогащения. Это
свойство руды может также влиять на резкое
сокращение числа операций перечистки чер-
нового концентрата.
При богатых рудах, содержащих пефлоти-
рующуюся вмещающую породу, схемы обыч-
но имеют лишь одну-две контрольные фло-
тации.
Точки возврата промпродуктов в процесс
при развернутых схемах могут находиться
в разных местах схемы. В том случае, когда
к качеству концентратов ие предъявляется
высоких требований, промпродукты целесооб-
разно направлять в предшествующие опе-
рации. При выборе в схеме места возврата
промпродуктов часто стремятся присоединить
их к потокам пульпы с примерно таким же
минеральным составом. Возврат промпро-
дуктов в начало процесса позволяет сокра-
тить расход пенообразователя.
Когда продукт представлен большим коли-
чеством сростков, его доизмельчают в от-
дельной мельнице или в основных мельни-
цах. В обоих случаях целесообразно предва-
рительно обезвоживать продукты в класси-
фикаторе или сгустителе. При этом слив
классификатора (гидроциклона) часто на-
* Под стадией обогащения понимается сово-
купность операций измельчения, классификации
и флотации, в результате которых получается
один или несколько конечных продуктов обогаще-
ния (концентраты, хвосты).
330
правляют на классификацию I стадии из-
мельчения, что существенно снижает обводне-
ние процесса. Слив сгустителя обычно ис-
пользуют в качестве оборотной воды. При
доизмельчении промпродукта одновременно
происходит «обдирка» граней его частиц.
В ряде случаев целесообразна раздельная
флотация шламов и песков или раздельная
обработка их флотационными реагентами.
Обработка пульпы реагентами (конди-
ционирование) проводится в контактных ча-
нах или специальных кондиционерах [18].
Кондиционирование осуществляется и для
насыщения пульпы воздухом до необходимой
степени окисления поверхности минералов,
а также для различного вида физико-химиче-
ских воздействий на пульпу (подогрев,магнит-
ная и электрохимическая обработка, оттирка,
облучение и др.).
Мередко кондиционирование совмещается
с процессами измельчения, подачи пульпы,
флотации и др.
Одностадиальные схемы.
Руды с относительно равномерной вкраплен-
ностью, не превышающей 0,3—0,25 мм, и
мало шламующиеся при измельчении обычно
обогащают в одну стадию. Ио схеме одно-
стадиальной флотации обогащается, напри-
мер, апатитовая руда Кольского полуострова
(рис. IV.50). В связи с тем, что содержание
апатита в руде высокое и требования, предъ-
являемые к качеству концентрата, также вы-
сокие, в схему включены две контрольные
флотации и одна или две перечистные.
По одностадиальной схеме обогащают шее-
литовые /флюоритовые, баритовые, берилло-
вые и сподуменовые руды некоторых место-
рождений. Схемы обогащения этих руд имеют
различное число перечистных и контрольных
операций флота ци и.
Некоторые богатые медные руды с отно-
сительно равномерной вкрапленностью по-
лезных минералов обогащаются по схемам
с возвратом промежуточных продуктов в ос-
новную флотацию или в цикл измельчения и
классификации (рис. IV.51).
Мн о госта дп ал ь ные схемы.
Число стадий обогащения определяется раз-
мером и характером вкрапленности минера-
лов и склонностью руды к ошламова-
нию.
Осуществление двухстадиальной схемы
обогащения возможно по трем вариантам:
1) выделение после относительно грубого
измельчения в 1 стадии готовых хвостов и
бедного концентрата, подвергаемого доиз-
мельчению и флотации во II стадии;
2) выделение после относительно грубого
измельчения в I стадии готового или доста-
точно богатого концентрата и богатых хво-
стов с доизмельчением и флотацией их во
II стадии;
3) выделение после предварительного из-
мельчения в I стадии готового концентрата,
бедных хвостов и промпродукта, который
доизмельчается и подвергается последующей
флотации во 11 стадии.
Применяются также трехстадиальпые схе-
мы, включающие доизмельчение промпро-
Дровпеная руда
Измельчение <4
и класса- 'г
фи наци я I
Основная флотация
1 перечистная
флотация
J1 пере цистная
флотация
I контрольная
флотация
II контрольная
флотация
Флотация
промпродцктов
t
иеречистная
флотация
Хвосты
Апатитовый
концентрат
Рис. IV.50. Одностадиальная схема флотации
апатитовой руды
дукта и хвостов или концентрата, получен-
ных в I стадии.
Сложные схемы с доизмельчением продук-
тов флотации имеют технологические (сни-
жение ошламования и его вредного влияния)
и экономические (повышение рентабельности
работы фабрики) преимущества.
Рис. IV.51. Одностадиальная схема флотации
медных сульфидных руд
Измельчение
Дробленая руда
Классификация
Слад
пески
Основная
флотация
Контрольная
флотация
Хвосты
Медный
концентрат
331
Фис. IV.52. Зависимость содержания минерала
в концентрате и потерь его с хвостами от круп-
«ости измельчения (при агрегатном включении
тонких частиц минералов во вмещающей породе):
I — содержанке извлекаемого минерала в кон-
центрате; 2 — потери извлекаемого минерала
с хвостами
Если полезные минералы тонко вкраплены
друг в друга, а их агрегаты представляют
собой крупные включения во вмещающей
породе (некоторые медно-пиритные или дру-
гие полиметаллические руды) или полезные
минералы при грубом измельчении включены
в агрегаты с другими минералами, которые
легко отделимы от остальной части вмеща-
ющей породы (многие молибденовые и гра-
фитовые руды)т измельчение таких руд сразу
Фис. IV.53. Схема двухстадиальной флотации
«вкрапленной медной сульфидной руды
Дробленая руда
{стадия Л
изкельчения
Классификация
И стадия ср
измель
Классификация
I основная флотация
1перечистная
флотация
I Митральная
флотация
Очистная
флотация
1
Сгущение
Слид^
Классификация
1 Доизмель-р,
г, а' ченис (
11 поносная флотация
7/ перечистная 77 контрольная
флотация флотация
У.досты
канцемкгзст
до конечной крупности, необходимой для
раскрытия полезных минералов, не всегда
рационально. Из рис. IV.52 видно, что при
очень тонком измельчении потери с хвостами
увеличиваются, а содержание в концентрате
падает вследствие вредного влияния шламов.
Минимальные потери с хвостами наблю-
даются при относительно грубом измельче-
нии. В подобных случаях рационально при-
менение двух стадиальной схемы флотации
с получением в I стадии отвальных хвостов
и с последующим доизмельчением и флота-
цией концентрата.
Если наряду с крупной вкрапленностью
имеются тонкие включения полезного мине-
рала во всей массе вмещающей породы, ра-
ционально при грубом измельчении выделить
флотацией часть готового богатого концен-
трата, хвосты доизмельчить и подвергнуть
флотации для извлечения оставшейся части
полезного минерала.
В ряде случаев при относительно грубом
измельчении можно выделить готовый кон-
центрат, отвальные бедные хвосты и пром-
продукт, содержащий сростки полезного ми-
нерала с вмещающей породой (или с другим
полезным минералом).
При весьма сложном характере вкраплен-
ности, когда, например, полезные минералы
представлены в виде весьма неравномерных
включений и образуют друг с другом или
с некоторыми компонентами вмещающей по-
роды флотирующиеся агрегаты, может ока-
заться рациональным применение трехста-
диальной схемы обогащения. Чем сложнее
характер вкрапленности полезных минералов
и чем более склонны они к ошламованию,
тем сложнее должны быть схемы обогащения.
Наоборот, если вкрапленность полезного ми-
нерала более или менее равномерная и мине-
рал не переизмельчается, применяются про-
стые схемы обогащения.
Примером двух стадиальной схемы флотации
с выделением в I стадии отвальных хвостов
и доизмельчением во II стадии концентрата
может служить схема фабрики, перерабаты-
вающей медные сульфидные вкрапленные
руды (рис. IV.53).
В результате внедрения этой схемы (до-
измельчение медного концентрата для раз-
рушения сростков медных минералов с мине-
ралами пустой породы) содержание меди
в концентрате повысилось с 15—16 до 21—
22 %, а извлечение металла сохранилось
примерно на том же уровне, что и при одно-
стадиальной схеме.
На молибденовых фабриках применяются
схемы с доизмельчением черновых концентра-
тов, что обусловлено высокими кондициями
на молибденовые концентраты.
Примером двухстадиальной схемы флота-
ции с получением в I стадии готового кон-
центрата и доизмельчением хвостов во II ста-
дии могут служить схемы фабрик, перераба-
тывающих медно-никелевые руды и медистые
пириты. На медно-никелевой фабрике в I ста-
дии флотации, осуществляемой в цикле из-
мельчения, извлекается 60 % меди и 40 %
никеля.
332
Медный
концентрат
Рис. IV. 54. Схема флотации медных колче-
данных руд
На фабрике, обрабатывающей медистые
иприты [71], была осуществлена стадиаль-
ная схема с включением в цикл I стадии из-
мельчения операции флотации (рис. IV. 54).
Ранее на фабрике применялась одностадиаль-
ная схема флотации. Внедрение этой схемы
позволило извлекать до 25 % меди в готовый
концентрат при крупности измельчения руды
55—60 % класса — 0,074 мм, тогда как
хвосты перед последующей контрольной фло-
тацией измельчались до 92 % класса —
0,074 мм. В руде содержалось 60 % меди,
представленной вторичными сульфидами, ко-
торые быстро переизмельчались, в особен-
ности ковеллин. Несмотря на то, что в пи-
тании межцикловой флотации (см. рис. IV.54)
содержалось 55—60 % класса —0,074 мм,
концентрат флотации был представлен на
98 % классом —0,074 мм. При флотации
по одностадиальной схеме, когда вся руда
измельчалась до 92 % класса —0,074 мм,
переизмельчение медных минералов приво-
дило к повышенным потерям меди с отваль-
ными хвостами.
При переходе на двухстадиальную схему
повысилось извлечение меди на 3—4 % н
несколько улучшилось качество концентрата.
Двухстадиальная схема флотации с полу-
чением готового концентрата и отвальных
хвостов в I стадии и промежуточного про-
руда 55% - 0,074 мн
Рис. IV,55. Схема флотации медной руды с до-
измельчением промпродукта
дукта, подвергаемого доизмельчению и фло-
тации во II стадии, осуществляется по раз-
ным вариантам (рис. IV.55 и IV.56).
По схеме, показанной на рис. IV.55, пере-
рабатываются медные руды, представленные
медными минералами в виде отдельных вклю-
чений и тонких прожилок в пустой породе,
значительная часть которой характеризуется
повышенной твердостью. При стадиальном
обогащении таких руд достигается заметная
экономия затрат на измельчение.
Трехстадиальные схемы обогащения при-
меняются при флотации сульфидных и не-
которых несульфидных руд. Пример — про-
ектная схема Джезказганской фабрики, обо-
гащающей медистые песчаники (рис. IV.57).
Песчаник в этих рудах представлен отдель-
ными частицами, которые сцементированы
сульфидами, главным образом борнитом и
халькозином.
Размеры частнц полевого шпата, кварца
и других минералов, составляющих песча-
ник, колеблются от 0,1 до 1 мм. Таким обра-
зом, часть медных минералов, цементирующих
крупные частицы песчаника, может быть
освобождена уже при относительно грубом
измельчении.
При измельчении до 0,15 мм освобождается
значительное количество медных минералов,
однако в концентрат основной флотации из-
влекаются также сростки, которые после
I перечисткой флотации чернового концен-
трата распределяются между пенным про-
333
Дподлена я руда
Измельченная руда 80%-Р,074мм
Рис. IV. 56. Схема флотации медной руды с до-
измельчением промпродукта для отделения суль-
фидов
/ стадия i
измельчения-
Классификация
Ш, Ф5мн\
Основная флотация
/ переодетная
флотация
90%>~0,074 мм
Доизмельчение
>1
II перечисти,ая
флотация
III перечистная
флотация
Г----------}
медный
концентрат
„ tf---------
Классификация
Классификация
Контрольная
флотация
Флотация
промародуктод
Контрольная
флотация
Хвосты
Рис. IV.57. Проектная трехстад нал ьная схема
флотации медистых песчаников второй Джез-
казганской фабрики
Деизмельчмае{
□
дуктом и хвостами I церечистной операции;
последние вместе с пенным продуктом кон-
трольной флотации Доизмельчаются до круп-
ности —0,074 мм. Концентрат 1 перечистпой
флотации также допзмельчается почти до
такой же крупности, но режимы его измель-
чения и флотации существенно отличаются от
режимов измельчения и флотации промпро-
дуктов.
Схемы с раздельной фло-
тацией песков и шламов. Не-
которые руды содержат значительное количе-
ство первичных шламов или быстро шла-
муются в процессе измельчения. Состав и фи-
зические свойства шламов и зернистой части
таких руд различны.
В шламах концентрируются окисленные со-
единения и растворимые соли.
При большом выходе тонких шламов разде-
ление рудных и нерудных минералов затруд-
нительно, особенно если их флотационные
свойства близки между собой. Поэтому в про-
цессе измельчения н классификации руду раз-
деляют на зернистую и шламовую части,
которые флотируются раздельно или перед
флотацией шламы отделяют и направляют
в отвал. Такие варианты применяют при
обогащении фосфоритов, марганцевых и не-
которых руд редких металлов.
Вариант схемы с раздельной флотацией
шламов и песков, внедренной на Джезказ-
ганской фабрике (рис. IV.58) [71]. Руда,,
измельченная в две стадии до 60—65 %
класса —0,074 мм, классифицируется в ги-
дроциклонах. Слив крупностью 75—80 %
класса —0,074 мм флотируется при обычном
режиме с ксантогенатом и пенообразователем.
Рис. IV.58. Схема раздельной флотации шламов,
и песков
Измельченная руда.
Песни
флотация
Контрольная флотация
• перечистная флстация
Классификация
- 0,074-мм
90°Д- 0,074 мм
Измельчёми ?
у
Г
Ж перечисглная флсптаци я
f,
МеЗньцд. L
jrfoCITW
334
а
Дробленая руда
в
ДроВлепая руда
Измельчение и
классификациях
Измельчение а
классификаций
Коллективная флотация
трех минералов
Коллективная флотация
трех минералов
Роизснельчение и
классификация г
Доизмельчение и
классификациях^
Селективная флотация
первого минерала
I
Селективная флотация
второго минерала
Концентрат1 Концентрат 2
в Дробленая руда.
Измельчение и 1
.кпассификацияСр)
1
концен- хвосты
тратЗ
Селективная флотация
одного минерала
"Ч
Коллективная флотация
двух минералов
Селективная
флотация
Концен- концен- Концен-
трат! трат 2 тратЗ
Хвосты
Флотация
двух минералов
Селективная
флотация
Флотация третьего
минерала
Концен-
трат!
г
Концен-
трат 2
Дробленая руда
Измельчение и А.
классификация <7
Коллективная флотация
двух минералов
f
Селективная
флотация
Концен-
трат!
Концен-
трат 2
концен-
трат 3
Хвосты
Флотация третьего
минерала
Хвосты
Концен-
трат 3
Рис. IV.59. Схемы коллективной флотации с по-
следующим разделением коллективного концен-
трата
В контрольную флотацию песков гидроцик-
лона добавляют углеводородные масла для
интенсификации флотации сростков.
Промежуточные продукты (хвосты пере-
чистки концентрата и концентраты контроль-
ной флотации песков и шламов) после доиз-
мельчения до 95—100 % класса —0,074 мм
направляются на основную песковую фло-
тацию. Установлено, что при этом ошламован-
ные частицы рудных минералов, аккумули-
рующихся в промежуточных продуктах, фло-
тируются более активно. Это объясняется тем,
что крупные частицы рудных минералов и их
сростки с пустой породой, после кондициони-
рования с углеводородами, являются «носи-
телями» для ошламованных частиц.
В некоторых случаях аналогичные или
даже лучшие результаты (по сравнению
со схемой с раздельной флотацией песков и
шламов) могут быть получены по схеме,
включающей классификацию хвостов кон-
трольной флотации рудного цикла на пески
и шламы. Шламы — отвальные продукты,
а пески поступают на флотацию в условиях
обычного режима, принятого для данной
руды, с добавкой углеводородов (или без
таковой). Концентрат, полученный при фло-
тации песковой фракции хвостов, далее на-
правляется надоизмельчение совместное пром-
продуктами или концентратами рудного цик-
ла. Эта схема с большим эффектом внедрена
медных шламнстых руд
при обогащении
на некоторых фабриках.
В работах Механобра и Норильского горно-
металлургического комбината показано, что
таким же путем можно существенно повысить
извлечение металлов из вкрапленных медно-
никелевых руд. При этом для доизвлечения
из песковой фракции хвостов крупнозерни-
стого пирротина и магнетита, с которыми
обычно связано некоторое количество никеля
и платиноидов, вместо флотации может
быть применена магнитная сепарация.
Схема коллективной и се-
лективной флотации. При значи-
тельном содержании в руде вмещающей по-
роды, в особенности если после относительно
грубого измельчения можно получить отваль-
ные хвосты, применяют схемы коллективной
флотации с последующей селекцией.
На рис. IV.59 показаны варианты прин-
ципиальных схем коллективной флотации
с последующим разделением коллективного
концентрата при обогащении трех компонент-
ной руды.
При наличии в руде одного и того же ми-
нерала в двух модификациях, имеющих раз-
ную флотируемость и вкрапленность, ра-
циональны схемы коллективно-селективной
флотации (рис. IV,60), применяемые при обо-
гащении медно-цинковых пиритсодержащих
РУД [71J. В этих рудах сфалерит представлен
двумя разновидностями, одна из которых
флотируется легко, а другая — лишь при
добавке активатора (медного купороса).
Многие полиметаллические руды содержат
четыре компонента (например, свинец, медь,
335
Спив классифика-
тора 507.-0,074мм
I
дкрлпрктивная
флотация
Измельчение I 1
и мция^'О 11 коллективная
757.-Q, otsmwT флотация
I селективная
флотация
// селективная
Медный кон-
центрат
флотация
Хвосты
Цинковый Пиритный
концентрат концентрат
Рис. IV.60. Схема коллективно-селективной фло-
тации полиметаллических руд в два приема
цинк и пирит). Эти компоненты выделяются
в отдельные концентраты или в три кон-
центрата, один из которых, например, свип-
цово-медный, коллективный. Такие руды на
ряде фабрик СССР флотируют по схемам,
показанным на рис. IV.61.
При обогащении сплошных сульфидных по-
лиметаллических руд с низким содержанием
пустой породы (менее 20—25 %), как пра-
вило, применяют схемы прямой селективной
флотации с последовательным выделением
свинцового концентрата (или свинцово-мед-
ного, когда в руде имеется медь), цинкового,
а затем пиритного.
При большом содержании пустой породы
в руде схемы прямой селективной флотации
целесообразно применять на фабриках малой
производительности, когда схема с коллек-
тивной флотацией всех сульфидов в начале
процесса не дает явных технологических и
экономических преимуществ.
Комбинирован ныесхемы. Для
эффективного обогащения руд может ока-
заться рациональной комбинированная схема
флотации с химической обработкой продук-
тов или с применением электромагнитных
и гравитационных методов.
Комбинированная схема обогащения шее-
лито-молибденовой руды показана на
рис. IV.62. Однако по этой схеме не извле-
кается в самостоятельный концентрат мо-
либден, изоморфно связанный с шеелитом,
окисленный молибден (повеллит) и тонко-
вкрапленный сульфидный молибден.
Для этого случая может быть рекомендо-
вана комбинированная схема, включающая
автоклавно-содовую переработку шеелито-
молибденового концентрата, по которой мо-
либден извлекается в самостоятельный кон-
центрат марки КМГ. Содержащийся в этих
концентратах в небольшом количестве суль-
фидный молибден может быть окислен в про-
цессе автоклавно-содового выщелачивания
или сфлотирован из кеков выщелачивания.
Примером комбинированных схем, вклю-
чающих химическую переработку, могут слу-
336
Дробленая руда.
Измельчение и
классификация
Коллективная флотация
^льфиво^вини^^ееви
Селективная
Флотация
Свинцовый
концентрат
f
Цинковый
концен-
трат
Селективная флотация
сульфаво^инкс^^^
Медный
концен-
трат
Флота^ц^и^ита
Яиритный
концентрат
Хвосты
Дробленая руда
Измельчение иzK
классификациям)
Коллективная флотация
Доизмель чевше
Селективная (флотация
сульфидов свинца и меди
Селективная фло-
тация сульфидов
свинца
Свинцо- Медный
вый кон- концен-
центрат трат
Селективная фло-
тация сульфидов
цинка
t
Флатацая пирита
концен-
трат Хвосты
Цимковыа
концен-
трат
Дробленая руда
Измельчение и рС
классификация
Селективная
флотация
Коллективная флотация
сильфад&в свинца и меда
™
Коллективная флотация
с^пь^до^щнк^икелеза
Г к
Селективная
флотация
3
Хвосты
Мевныи
концен-
трат
Свинцовый
концентрат
Цинковый Розитный
концентрат концентрат
Рис. IV.61. Схемы флотации полиметаллических
РУД, содержащих четыре компонента
жить схемы обогащения медных окисленных
и смешанных руде выщелачиванием и цемен-
тацией окисленной и флотацией цементной
и сульфидной меди. Эта схемы были раз-
работаны в СССР (Мостовичем) и в США
и внедрены на ряде фабрик. При применении
их может оказаться целесообразной предва-
рительная флотация сульфидной и окислен-
ной меди с последующим выщелачиванием,
цементацией и флотацией только той части
окисленных минералов меДи, которая не
извлекается прямой флотацией. По этим
схемам рационально обогащать руды, кото-
рые имеют незначительное содержание карбо-
натных минералов пустой породы, легко раз-
лагающихся в кислотах (при высоком со-
Измельченная руда.
Исходная руда
Основная сульфидная
молибденовая флотация
Крупное
дробление
Перечист.чая
флотация
Основная шеелито-
8ая флотация
Промывка
Молибденовый
Перечистная
флотация
л г
Черновой шеелитовый
концентрат
Среднее и,
мелкое <
дробление
Классификация
Мокрое грохочение
_____________ дщм^оизмелъ четче
Обогащение в тя- |
шых суспензиях Классификация
Выщелачивание фосфора
Тяжелая |
Фракция Коллективная Коллективная
флотация сульфидов флотация сульфиоов
Шеелито-
чзолибденсбый
концентрат
CaO
Осаждение
Кзвестковь-
ссадил
На гидро.четаллур-
гическунз .перера-
ботку для доизвле-
чения вольфрама
а ми л и Яде на
Мосты
Рис. IV.62. Схема обогащения шеелито-молибде-
новой руды
Ресорбция и промывка
1
Коллективная
медно-свинцовая флотация
Селективная
Флотация
1
Медная
флотация
'Цинковая
флотация
Пиритная
флотация
Свинца-
Зый
концен-
трат
\ Медный
концен-
трат
Цинковыи
концентрат
Пиритный Хвосты
концентрат
Рис. IV.63. Комбинированная схема обогащения
полиметаллических руд
держании карбонатных минералов потре-
буется большой расход кислоты при выщела-
чивании).
Представляют интерес также комбиниро-
ванные схемы обогащения смешанных медных
руд, содержащих упорные окисленные со-
единения меди. Эти схемы включают флота-
цию сульфидов н легкофлотируемых окис-
ленных медных минералов с последующим
аммиачным выщелачиванием нефлотируемой
окисленной меди. Для окисленных упорных
медных руд возможно также применение ком-
бинированной схемы, включающей предва-
рительный восстановительный обжиг руды
(в присутствии твердого восстановителя и
хлоридов) с последующей флотацией восста-
новленной до металла меди.
По комбинированным схемам с применением
флотации н магнитной сепарации хвостов
флотации обогащаются медно-магнетитовые
и медно-никелевые руды. В первом случае
из хвостов флотации извлекается магнетит
и во втором — доизвлекается никеленосный
пирротин, возвращаемый после доизмельче-
ния во флотационный цикл [71].
Комбинированные схемы, включающие
электромагнитное обогащение и флотацию,
рациональны при обогащении смешанных
железных руд, содержащих магнитные и
тонковкрапленные немагнитные железные ми-
нералы.
Магнитное и гравитационное обогащение
совместно с флотацией применяется также для
доводки гравитационных вольфрамовых, оло-
вянных и некоторых других концентратов
при наличии в этих концентратах сульфидов,
апатита, магнетита и других железных ми-
нералов.
Если из руд, обогащаемых флотационным
способом, после среднего и мелкого дробле-
ния может быть выделена в значительном
количестве (больше 30 % по массе руды)
пустая порода с отвальным содержанием по-
лезных компонентов, такие руды целесо-
образно обогащать по комбинированной
схеме, включающей обогащение в тяжелых
суспензиях (для удаления пустой породы
после дробления) и флотационное обогаще-
ние тяжелой фракции после измельчения.
Тяжелые суспензии могут применяться также
для получения готового концентрата после
мелкого дробления, когда доизмельченные
более мелкие классы поступают на флотацию.
Комбинированные схемы, включающие обо-
гащение в тяжелых суспензиях для удаления
легкой фракции в отвал, были разработаны
применительно к переработке некоторых
полиметаллических руд (рис. IV.63). Пример
комбинированной схемы с применением гра-
витационных процессов — схема обога ще-
337
ния сплошных сульфидных медно-никелевых
руд, принятая в проекте второй Норильской
фабрики.
Эта схема включает промывку руды, обо-
гащение класса —100 -| 5 мм в тяжелой сус-
пензии, отсадку класса —5 мм, селективную
-флотацию тяжелой фракции с получением
медного, никелевого и пирротинового кон-
центратов и коллективную флотацию сульфи-
дов из легкой фракции с последующим раз-
делением коллективного концентрата. Хотя
в данном случае легкая фракция не является
отвальной, тем не менее такая схема имеет
некоторые преимущества перед схемой се-
лективной флотации руды. Эти преимуще-
ства заключаются в том, что по данной схеме
основная масса материала, поступающего
па селективную флотацию, представлена тя-
желой фракцией относительно стабильного
состава с чистой поверхностью минералов,
не подвергавшейся воздействию реагентов.
Комбинированные схемы, включающие
разделение в тяжелых суспензиях с получе-
нием готового концентрата и флотацию доиз-
мельченного мелкого класса, оказались целе-
сообразными для обогащения руд ряда место-
рождений, в том числе флюоритовых.
Марганцевые руды обогащаются примерно
по такой же схеме, но включающей, кроме
того, электромагнитное обогащение и дру-
гие операции.
$ 2. Режимы флотации
Сульфидные руды тяжелых
Цветных металлов. В качестве со-
бирателей при флотации сульфидов в боль-
шинстве случаев используют ксантогенаты,
дитиофосфаты (аэрофлоты) и углеводороды
как дополнительные собиратели для повыше-
ния извлечения сростков при грубом измель-
чении [71].
Для флотации сульфидов меди и свинца
обычно достаточны загрузки этилового ксанто-
гената в пределах от 30 до 100 г/т, В СССР
наиболее распространено применение бути-
лового ксантогената как для флотации суль-
фидов меди и свинца, так п для флотации
сульфидов цинка и железа. При флотации
сульфидов меди и свинца, затронутых про-
цессами окисления, лучшие результаты, как
правило, достигаются с применением высших
ксантогенатов, содержащих от шести до де-
вяти атомов углерода в радикале. В этом же
случае полезны дополнительные загрузки
аэрофлота (от 30 до 100 r/т) в операции из-
мельчения.
Аэрофлот в сочетании с ксантогенатами
применяется также в цинковой флотации и
при флотации медно-никелевых руд.
Высшие ксантогенаты могут флотировать
более крупные частицы сульфидов и их сро-
стки с пустой породой.
Нередко в практике применяются сочета-
ния ксантогенатов, например этилового с бу-
тиловым или амиловым ксантогенатом, в раз-
личных соотношениях.
При флотации сульфидов меди, никеля,
цинка и железа в качестве пенообразователей
338
наиболее широко применяются спирты
(МИБК, Т-66 и др.), а также сосновое масло
и различные флотационные масла, получен-
ные при сухой переработке сосны- Загрузка
этих реагентов колеблется от 30 До 70 г/т.
При селективной флотации свинцовых и
медно-свинцовых руд лучшие результаты
в циклах свинцовой и медной флотации полу-
чаются при использовании в качестве пено-
образователя крезола (от 30 до 60 г/т) и его
бесфенолъных заменителей — метилизо-
бутил карбинола, ОПСМ, циклогексанола
и др.
В случае применения углеводородов луч-
шим пенообразователем является ОПСБ,
частично или полностью заменяющее сосно-
вое масло.
Иногда для разделения сульфидов доста-
точно создать определенный pH среды, при
котором один сульфид флотируется, а дру-
гой — дснрессируется. Такой метод разде-
ления основан на том, что различные суль-
фиды депрессируются при разных критиче-
ских значениях pH жидкой фазы пульпы.
При флотации сульфидов меди для регули-
рования pH среды обычно применяют известь.
Загрузка ее определяется содержанием пи-
рита п степенью его окисления и составляет
от 200—300 г до нескольких килограммов
на I т руды. В свинцовой флотации, как пра-
вило, применяется кальцинированная сода
(от 0,2 до 1,5—2 кг/т). В большинстве слу-
чаев эти реагенты загружаются в операции
измельчения.
При сильноактивированном сфалерите его
отделение от медных сульфидов и галенита
затруднено, так как флотационные свойства
разделяемых минералов в этом случае весьма
близки.
Для подавления активированного сфале-
рита при флотации сульфидов меди и свинца
чаще всего применяют щелочные цианиды
KCN, NaCN и Са (CN)2 либо цианиды сов-
местно с цинковым купоросом (в пульпе об-
разуются KaZn(CN)4 или Zn(CN2).
Для подавления сфалерита и пирита часто
достаточны небольшие загрузки щелочного
цианида (до 200—300 г/т), для подавления
халькопирита — значительно более высокий
расход (до 3—5 кг/т), для подавления бор-
нита, ковеллина и халькозина расход де-
прессора достигает 40 кг/т, но устойчивой
депрессии при этом не наблюдается. Поэтому
для депрессии вторичных сульфидов предпо-
читают совместную загрузку цианида и цин-
кового купороса (5—6 кг/т исходного пита-
ния).
Феррицианид [KsFe(CN)e] практически не
депрессирует пирит и слабо депрессирует
галенит и может быть с успехом использо-
ван для отделения этих минералов от вторич-
ных сульфидов меди.
К депрессорам сфалерита относятся также
сульфит (Na3SO3) и тиосульфат натрия
(№3520з) и сернистый натрий (Na2S), которые
способны образовывать устойчивые соедине-
ния с ионами меди активирующими сфалерит.
Часто эти реагенты применяют в смеси с цин-
ковым купоросом.
Дезактивирующие соединения — такие,
как циан-ион, сульфит, и тиосульфат натрия—
способны предупреждать активацию сфале-
рита и пирита в случае загрузки этих реаген-
тов в операцию измельчения.
Сернистый натрий успешно применяют как
вытеснитель ксантогената с поверхности суль-
фидов, особенно прн коллективной флота-
ции сульфидов с последующим их разделе-
нием. В этом случае сернистый натрий загру-
жают перед разделением коллективного кон-
центрата, и под его действием ксантогенат
десорбируется в первую очередь с поверх-
ности пирита и сфалерита, а затем с галенита
и медных минералов. Это способствует выде-
лению из коллективного продукта свинцово-
медного концентрата. Необходимая концен-
трация сернистого натрия для десорбции
от 1 до 3 г/л во многом зависит от наличия
поверхности раздела твердое — газ, с кото-
рой собиратель удалить труднее.
Для разделения галенита и медных сульфи-
дов, кроме реагентов, селективно депресси-
рующих медные минералы, могут быть при-
менены реагенты, депрессиругощие галенит,
в то время как медные минералы извлекаются
в пену. Такими реагентами являются хромо-
вокислые соли, сульфат железа в сочетании
с сульфитом щелочного металла, фосфаты и др.
Медные сульфидные руды.
По своему составу руды разделяются на сплош-
ные сульфидные и вкрапленные. Главным руд-
ным минералом сплошных сульфидных руд
является пирит (иногда совместно с пирро-
тином), а из медных минералов — халько-
пирит. В зонах вторичного обогащения место-
рождений этих руд развиты халькозин, бор-
нит, ковеллин.
Основные запасы меди сосредоточены во
вкрапленных рудах, Наиболее распростра-
ненные типы их — медно-порфировые руды
и медистые песчаники. Первые обычно содер-
жат халькопирит и пирит н в качестве цен-
ных сопутствующих компонентов — молиб-
ден и золото, вторые, как правило, имеют
незначительные содержания пирита, а медные
минералы в них часто представлены халько-
зином и борнитом, что позволяет получать
из них концентраты с высоким содержанием
меди (50 % и выше).
Редко встречаются самостоятельные место-
рождения самородной меди. Часто самород-
ная медь встречается в зонах окисления и
цементации сульфидных месторождений.
Требования к концентратам определяются
в зависимости от типа руды и принятого ме-
тода их металлургической переработки.
В концентратах различных марок содержа-
ние меди составляет от 12 до 40 % при допу-
стимом содержании в них цинка (от 2 до 11 %)
и свинца (от 2,5 до 9 %).
Сплошные сульфидные руды — труднообо-
гатимые из-за относительной близости фло-
тационных свойств сульфидов меди и акти-
вированных сульфидов железа. Селективная
флотация таких руд осложняется тем, что
наряду с халькопиритом медные минералы
представлены вторичными сульфидами п в
первую очередь ковеллином, часть которого —
так называемый «сажистый» ковеллин —
быстро шламуется.
На основной флотации минералов меди из
медно-пиритных руд pH среды поддержи-
вается равным II (или выше), при флотации
вкрапленных сульфидных медных руд с ма-
лым содержанием сульфидов железа pH 8-—9.
Если вначале проводится коллективная фло-
тация медных минералов и пирита, pH не
превышает 7,5.
При разделении коллективного концен-
трата pH повышают до 11. При этом в неко-
торых случаях для лучшего подавления пи-
рита добавляется цианид в количестве, не
вызывающем депрессии медных минералов-
(до 200—300 г/т). pH создается известью, за-
гружаемой в цикл измельчения. В других
случаях сначала проводится грубая флота-
ция, при которой извлекаются свободные и
находящиеся в сростках с пиритом медные
минералы, а также наиболее флотоактивные
частицы пирита при pH 8,5—9,2. В дальней-
шем медный концентрат после перечистной
флотации доизмельчается и очищается от
пирита при pH около II с применением из-
вести и цианида.
При наличии в руде свободного золота вы-
сокие загрузки извести и щелочного цианида
могут привести к снижению извлечения его
в медный концентрат.
Если в исходной для флотации пульпе
имеется значительное количество тонких шла-
мов пустой породы, применяют жидкое стекло.
Расход жидкого стекла с модулем, равным
трем, обычно не превышает 500 г/т *, при
весьма шламистых рудах он повышается до
0,6—1 кг/т.
Когда в руде содержатся окисленные ми-
нералы меди, в слив классификатора добав-
ляют сернистый натрий при расходе, не пре-
вышающем 0,3 кг/т.
При содержании пустой породы в сульфид-
ных рудах, не превышающем 10—15 %,
хвосты медной флотации — готовый пирит-
ный концентрат. При более высоком содер-
жании пустой породы могут быть осуществ-
лены две принципиальные схемы: при высо-
кой щелочности пульпы (pH II —12) — пря-
мая селективная флотация медных минералов,,
при более низких значениях pH — коллектив-
ная флотация медных минералов и пирита
с последующим их разделением. В первом
случае для получения кондиционного пирит-
ного концентрата осуществляется флотация
пирита из хвостов медной флотации. С этой
целью хвосты медной флотации перемешивают
с содой (I—2 кг/т) или сгущают и добавляют
свежую воду (для удаления избытка извести).
Флотацию ведут при повышенном расходе
бутилового ксантогената.
Для активации пирита могут быть приме-
нены серная кислота, углекислый газ, кремне-
фтористый натрий или другой реагент, сни-
жающий pH жидкой фазы пульпы.
* Относительно высокий расход жидкого стек-
ла в некоторых случаях объясняется, по-види-
мому, большой жесткостью воды. Для снижения
расхода жидкого стекла целесообразно умяг-
чать воду.
339
С применением углекислого газа для свя-
зывания извести в малорастворимый карбо-
нат кальция были получены высокие резуль-
таты флотации при небольшом расходе ксанто-
гената (50 г/т).
Разновидность этого способа — использо-
вание отходящих дымовых газов металлурги-
ческих заводов. При разделении коллектив-
ных концентратов пиритный концентрат мо-
жет быть получен в Виде хвостов медной фло-
тации. Для повышения качества пирцтных
концентратов иногда практикуют обесшлам-
ливание их в гидроциклонах.
При обогащении вкрапленных руд с незна-
чительным содержанием пирита основная за-
дача заключается в достаточном раскрытии
сростков рудных минералов с пустой породой.
Обычно для этой цели необходимо измельчать
всю руду до крупности — 0,15—0,2 мм,
что соответствует содержанию 60—85 %
класса —0,074 мм, а при весьма тонкой вкрап-
ленности требуется доизмельчать также пром-
продукты и черновые концентраты (до 95—
100 % класса —0,074 мм).
Полиметаллические руды.
К полиметаллическим сульфидным рудам
относят руды, содержащие свинец, цинк,
медь, сульфиды железа и благородные ме-
таллы. Основные запасы руд этого типа
представлены вкрапленными рудами. Не-
редко в них наряду с роговиками и карбона-
тами содержится значительное количество
барита.
Присутствие меди в свинцовых концентра-
тах снижает извлечение свинца и благород-
ных металлов при металлургическом пере-
деле, усложняет и удорожает свинцовую
плавку. Содержание свинца и цинка в свин-
цовых и цинковых концентратах составляет
соответственно от 30 до 73 % и от 40 до 56 %.
Прямая селективная флотация сульфидных
полиметаллических руд в ряде случаев ока-
зывается более целесообразной, чем коллек-
тивная флотация с последующей селекцией.
Объясняется это тем, что наличие в рудах
некоторых компонентов пустой породы (на-
пример, серицитов), легко флотирующихся
и сорбирующих реагенты, мешает в дальней-
шем успешному разделению коллективного
концентрата.
Наличие в сульфидных рудах вторичных
сульфидных, особенно окисленных медных
минералов, также обусловливает в этом слу-
чае целесообразность применения прямой
селективной флотации. Окисленные медные
минералы, а также быстро окисляющиеся
вторичные сульфиды (ковеллин) интенсивно
активируют цинковую обманку. Для предот-
вращения этого необходимо применять силь-
ные депрессоры цинковой обманки уже в ста-
дии первичного измельчения руды.
В мельницу обычно загружают небольшое
количество соды, цинкового купороса и циа-
нида натрия (или цианплава), а в некоторых
случаях и сернистого натрия (если имеются
примеси окисленных минералов цветных ме-
таллов).
При свинцовой или медно-свинцовой фло-
тации загружают небольшое количество эти-
340
лового ксантогената и пенообразователя при
pH около 7 (иногда несколько выше). Для
снижения перехода цинка в свинцово-мед-
ный концентрат обычно стремятся уменьшить
расход пенообразователя в медно-свинцовом
цикле.
Хвосты медно-свинцовой флотации посту-
пают в цикл цинковой флотации, куда по-
дается известь для депрессии пирита, а за-
тем необходимое количество медного купороса
для активации сфалерита.
Иногда целесообразно после активации
цинковой обманки медным купоросом вво-
дить небольшое количество цианистой соли
для депрессии сульфидов железа и арсено-
пирита [71]. Активированная цинковая об-
манка при небольших загрузках цианида фло-
тируется так же энергично, как и медные ми-
нералы. В качестве собирателей для флота-
ции цинковой обманки применяют бутиловый
ксаитогенат и аэрофлот, который одновре-
менно является и пенообразователем. Цин-
ковый концентрат основной флотации обычно
подвергают двум-трем перечистным операциям
флотации. Для улучшения его качества (сни-
жения содержания железа) перед первой
перечисткой концентрат следует перемеши-
вать с дополнительно загружаемой известью.
Известны случаи совместной флотации цин-
ковой обманки с пиритом с последующим раз-
делением цинково-пиритного концентрата.
При такой схеме цинковая обманка активи-
руется в слабощелочной или нейтральной
среде, где она протекает значительно быстрее
и полнее, чем в среде высокой щелочности.
Кроме того, в этом случае нет необходимости
ограничивать расход собирателя и пено-
образователя и флотация ведется ускоренно.
В результате снижаются потери цинка с от-
вальными хвостами и сокращается фронт
флотации. Недостаток схемы — трудность
последующего разделения и особенно полу-
чения пиритного концентрата.
Цинково-пиритный концентрат перед раз-
делением перемешивается в известковой
среде (pH не ниже 11) в условиях аэрации
совместно с активированным углем (0,5—
1 кг/т коллективного концентрата) для пог-
лощения избытка собирателя и пенообразо-
вателя. Если коллективный концентрат со-
держит небольшое количество пустой породы,
пиритный концентрат может быть получен
в виде хвостов цинковой флотации. При тон-
кой вкрапленности сульфидов в пустой породе
и тесной связи их друг с другом может потре-
боваться доизмельчение промежуточных про-
дуктов (или чернового цинково-пиритного
концентрата). В этом случае для получения
высококачественного пиритного концентрата
необходимо сфлотировать его из хвостов цин-
ковой флотации. Для активации пирита могут
быть применены те же способы, что и при обо-
гащении медно-пиритных руд (см. выше).
Схема коллективной флотации всех сульфи-
дов с последующим их разделением была раз-
работана в институте Механобр. В основу
технологии разделения коллективных свин-
цово-медно-цинково-пирнтных концентра-
тов положена предварительная десорбция
собирателя с поверхности сульфидов сер-
нистым натрием и отмывка коллективных кон-
центратов для удаления реагентов. По этой
схеме в настоящее время работает полиметал-
лическая Лениногорская фабрика (СССР).
Схема коллективной флотации всех сульфи-
дов с последующим их разделением позво-
лила повысить извлечение металлов, снизить
затраты на реагенты и измельчение (на том же
оборудовании общая производительность
измельчнтельного отделения повысилась на
20—30 %); фронт флотационных машин со-
кратился на 20 %.
Коллективная флотация протекает весьма
интенсивно благодаря загрузке относительно
большого количества собирателей (200 г/т
бутилового ксантогената, 60 г/т аэрофлота)
при энергичном ценообразовании, что обес-
печивает высокое извлечение металлов в кол-
лективный концентрат. Значение pH в начале
коллективной флотации поддерживается
в пределах 8—9. Аэрофлот и 70 % ксанто-
гената загружают в мельницы, что способст-
вует лучшему извлечению металлов. Потери
металлов с отвальными хвостами по этой схеме
по сравнению с ранее применявшейся схемой
селективной флотации значительно снизи-
лись.
Представляют интерес осуществленные на
Лениногорской фабрике операции десорбции
собирателя сернистым натрием с последующей
отмывкой реагентов.
Коллективный концентрат обрабатывается
сернистым натрием в контактных чанах
без всасывания воздуха и при интенсивном
перемешивании пульпы. После этого пульпа
для отмывки реагентов направляется в клас-
сификатор, пески которого дополнительно
промываются во втором классификаторе мень-
шего размера, сливы обоих классификаторов
поступают в сгуститель. Расход сернистого
натрия 3—6 кг/т коллективного концентрата
(по активному). Чем выше плотность концен-
трата, тем ниже расход сернистого натрия.
По такой схеме реагенты удаляют из кол-
лективного концентрата при малом расходе
воды.
Коллективный концентрат далее доизмель-
чают и подвергают селективной флотации,
в результате которой получают свинцово-
медныЙ, цинковый и пиритный концентраты.
Опыт работы фабрики показал, что переход
с шаров на рудную галю при доизмельчении
коллективного концентрата позволяет на
40 % сократить расход сернистого натрия и
стабилизировать процесс селекции.
В свинцово-медную флотацию загружается
2—3 кг цинкового купороса (в пересчете на
безводный) на 1 т коллективного концентрата,
причем несколько меньше половины этого
количества подается в операцию доизмельче-
ния, остальная часть — в слив классифика-
тора перед флотацией; 20—30 % загружае-
мого цинкового купороса расходуется на
взаимодействие с оставшимся в растворе
сернистым натрием. Цианид поступает в опе-
рацию перемешивания перед доизмельчением
в количестве 0,22 кг/т (в расчете на NaCN).
В доизмельчение загружается также сода
для поддержания pH в начале флотации
в пределах 7,5—8.
В основную свинцово-медную флотацию
подаются бутиловый ксантогеиат (55—60 г/т *)
и пенообразователь, в контрольную флотацию
10—20 г/т бутилового ксантогената и неболь-
шое количество пенообразователя.
Хвосты свинцовой флотации содержат всего
лишь 8—14 % твердого, поэтому перед цин-
ковой флотацией они сгущаются.
В начальную стадию цинковой флотации
загружается медный купорос (400—700 г/т)
и в операцию I перечистки цинкового кон-
центрата — известь для поддержания pH
примерно около II. При этом благодаря воз-
вращению хвостов I перечистки в основную
флотацию pH основной флотации поддержи-
вается в пределах 9,5—10.
Общий расход бутилового ксантогената
в цикле цинковой флотации составляет 80—
110 г/т, из них примерно 25 % загружается
в контрольную флотацию, остальная часть —
в основную флотацию. В основную и контроль-
ную флотацию подается также аэрофлот
в количестве, обеспечивающем нормальное
пенообразование.
В пиритную флотацию загружается сода,
бутиловый ксантогеиат (110—150 г/т, причем
часть этого количества подается в контроль-
ную флотацию) и пенообразователь.
При обогащении руды по схеме коллектив-
ной флотации стоимость реагентов на 38 %
ниже, чем по схеме селективной флотации.
Общая стоимость переработки 1 т руды сни-
зилась на 23 % и является самой низкой по
сравнению со стоимостью переработки на всех
остальных полиметаллических фабриках
СССР. Схема коллективной флотации с по-
следующим разделением сульфидов целесо-
образна для обогащения многих полиметал-
лических руд. Нередко она оказывается един-
ственно возможной, например, для обогаще-
ния руды со значительным содержанием кар-
бонатов железа, марганца и других компо-
нентов, так как эти минералы препятствуют
депрессии сфалерита цианидом и цинковым
купоросом. В результате коллективной фло-
тации всех сульфидов карбонаты остаются
в хвостах. После десорбции собирателя можно
успешно разделять коллективный концентрат
цианидом и цинковым купоросом.
В некоторых случаях, даже при невозмож-
ности выделить вмещающую породу после
грубого измельчения, схема коллективной
флотации по сравнению со схемой прямой
селективной флотации имеет ряд преимуществ
(в отношении технологии и вследствие воз-
можности сокращения общего фронта фло-
тации),
Кроме указанного метода десорбции, ис-
пытан и применяется на практике ряд дру-
гих методов подготовки коллективных кон-
центратов к разделению, в том числе сгу-
щение и фильтрование, пропарка коллектив-
ного концентрата в щелочной среде, переме-
* Здесь и далее при рассмотрении схемы
расход реагентов дается на 1 т коллективного
концентрата.
341
шиваиие с активированным углем, десорб-
ция сернистым натрием в присутствии акти-
вированного угля без отмывки реагентов
(расход сернистого натрия от 0,5 до 2 кг/т,
активированного угля — от 1 до 2 кг/т
при продолжительности контактирования
10 мин).
При обогащении некоторых руд более вы-
сокие показатели (или те же, что и с циани-
стыми солями) могут быть достигнуты при
замене цианида полностью или частично суль-
фитом или тиосульфатом натрия (до 2,5 кг/т).
В результате исключения большей части циа-
нида в цикле свинцово-медной флотации
значительно повышается извлечение меди и
сокращаются потери ее с цинковым концен-
тратом. Это исключает в дальнейшем необхо-
димость проведения операции обезмеживания
цинкового концентрата.
На практике иногда применяют и другие
бесцианидные методы отделения сульфидов
свинца и меди от сульфидов цинка. В каче-
стве депрессоров цинковой обманки исполь-
зуются сернистый натрин, соединения
цинка, образующиеся при загрузках в пульпу
Таблица IV.22
цинкового купороса при pH выше 6 (обычно
в содовой среде); гипосульфит цинка или
двойные соли Na2Zn (S3O4)12 и
(NII4)2Zn (S2O4)a‘; сульфит и тиосульфат на-
трия совместно с железным купоросом
в слабокислой среде; цинкат натрия, обра-
зующийся при взаимодействии избытка ще-
лочи с цинковым купоросом или окисью цинка;
сернистая кислота (процесс Бредфорда)
[19, 52] *.
Известны несколько методов, позволяющих
успешно разделять свинцово-медные концен-
траты любого состава (табл. IV.22, IV.23)
[71].
Из I группы методов наиболее распростра-
нен бихроматный и сульфоксидный, из II
группы — цианидный.
Если при разделении свинцово-медных
концентратов вместе с галенитом депресси-
руется сфалерит, последний можно извлечь
из камерного продукта флотацией после за-
грузки извести, медного купороса, собира-
теля и пенообразователя. Другой возможный
способ состоит в аэрации камерного продукта
с известью во флотационных машинах в те-
Методы разделения свинцово-медных концентратов
Группа методов Метод или реагент, обеспечивающий разделение Реагент и удельный расход, кг/т разделяемого продукта
I. Разделение галенита и халькопирита
С применением реагентов-окисли- телей (депрессия галенита) Бихроматный Пергидролевый Перманганатный Хлорная известь К2Сг2О7 или Na2CraO7; 0,25—2 Н2О2; 0,5—2.5 КМпО4; 2—4 СаС1(ОС1); 2,5 (по активному)
Цианидные (де- прессия медных минералов) Цианидный Цианид совместно с пептизато- рами (жидкое стекло и крахмал) Цианид совместно с восстанови- телями (сульфит натрия, серни- стый натрий) Цинк-цианистые соли NaCN, KCN или Ca(CN)2; 0,5—7 Те же загрузки цианида -ф Na2SiO3; 1 — 1,8 Те же загрузки цианида и Na2S 0,3—0,5; Na2SO3 0,5—1,5; ZnSO4 2—3; NaCN, 3—5
Сульфоксидные (депрессия гале- нита) Сернистая кислота (сернистый газ) и органические соединения (крахмал и др.) Сернистая кислота и бихромат (последовательная загрузка) Сернистая кислота и надсерно- кислый аммоний Сернистая кислота и хлорная известь Сульфит натрия и цинковый ку- порос “ Сульфит натрия и железный ку- порос Тиосульфат натрия и железный купорос (или хлорное железо) Серная кислота (без других до- бавок при наличии сульфидов железа) ** H2SO3 4—6; крахмал 0,1—0,2 H2SO3 5—8; K2Cr2O7 0,25—0,5 H2SO3 1,8 (no SO2); (NH^SA 0,9 H2SO3 14 (no SO2); CaCl(OCl) 0,6 Na2SO3 2; ZnSO4-7H2O 0,2 Na3SO3 1,2—2; FeSO4-7H2O 1,5— 2 5 Na2S2O3 0,3—0,7; Fe соли 0,3, H2SO4, до pH 5
342
Продолжение табл. IV.22
Группа методов Метод или реагент, обеспечивающий разделение Реагент и удельный расход, кг/т разделяемого продукта
С применением ор- ганических высо- комолекулярных соединений Крахмал (депрессия галенита) Мука хлебных злаков (депрессия галенита) Барда сульфитных щелоков (де- прессия галенита) Таннин (депрессия галенита) Реагенты серии 600 (депрессия медных минералов) Па рудах не испытывались
Фосфатные (де- прессия галенита) Растворимые фосфаты Н3РО4, NaH2PO4, Са(Н2РО4)2; 1,5—7
Комбинированные Цианистые (де- прессия медных минералов) Цианидно-бихроматный Бихроматно-цианидный II. Отделение галенита от борни Цинк-цианистый Реагент 675 фирмы «Цианамид» Железосинеродистый Комбинация загрузок NaCN(KCN) и Na2Cr2O-(K2CiaO7) та и халькозина Na2CO3 1—2; Na2Zn(CN)4 или Na2Zn(CN)3 3—6 Zn(CN)2- 18NH3 3-6; K3Fe(CN)e 3-7
С применением сульфита натрия (депрессия гале- нита) Сульфит натрия и бихромат Сульфит натрия и азотнокислый свинец . На рудах не испытывались )
С применением ор- ганических соеди- нений Конго красный (депрессия мед- ных минералов) Крахмал, декстрин (депрессия га- ленита)
* Этот метод часто не обеспечивает удовлетворительной депрессии галенита и успешно приме*
няется лишь на фабрике «Саншайн» (США).
•* Метод дает положительный результат в тех случаях, когда при pH 5 в жидкую фазу Пульпы
переходит достаточное количество железа и сульфоксидных ионов.
чение 30 мин, последовательных загрузках
реагентов (смеси сульфата с бихроматом в мас-
совом соотношении 3 : 2, медного купороса,
собирателя и вспенивателя) и флотации сфа-
лерита.
На некоторых фабриках (США, Канада)
применяется обессвинцевание цинковых кон-
центратов [76], которое представляет собой
дофлотацию галенита из цинкового концен-
трата после кондиционирования его с циани-
дом и цинковым купоросом в щелочной среде
с предварительным удалением избытка соби-
рателя и пенообразователя сгущением, филь-
трованием или другими методами. Получен-
ный свинцовый продукт после перечисток
присоединяется к свинцовому концентрату.
По методу, разработанному в институте
Механобр, собиратель десорбируют серни-
стым натрием, так же как по схеме селекции
коллективного концентрата. Промытый про-
дукт перемешивают с содой (1—2 кг/т)
и цинковым купоросом (4—8 кг/т) и флоти-
руют с добавками ксантогената и вспенива-
теля. В результате в пену переходят желез-
ные, медные и свинцовые минералы, а цинко-
вый концентрат выделяется в виде камерного
продукта. При наличии в концентрате значи-
тельного количества сростков сфалерита
с другими сульфидами в схему после отмывки
сернистого натрия включают операции до-
измельчения зернистой части концентрата
в замкнутом цикле с классификатором (ги-
дроциклоном). Вместо соды и цинкового
купороса можно использовать цинкаты.
Me дно - цинково - пиритные
руды разделяют на сплошные сульфидные
и вкрапленные. Эффективность обогащения
зависит от относительного содержания вто-
343
Таблица IV.23
Один из реагентных режимов в цикле
медной флотации при разделении
свинцово-медного концентрата
на Лениногорской фабрике
Реагент Расход, г/т Место подачи реагента
Сернистый натрий 1500—1800 Чан десорбции
Активиро- ванный уголь 1800—2200 То же
Железный 1800—2100 Контактный
купорос чаи
Сульфит натрия 1200—1300 То же
То же 300—500 III перечист- ная флотация
Серная До pH Контактный
кислота 5,6—5,8 чан
Ксантогеиат 5—10 Основная
бутиловый флотация
То же 10—20 Контрольная флотация
Крезол До нор- Основная
мального ценообра- зования флотация
То же То же Контрольная флотация
ричных сульфидов меди, степени активации
цинковой обманки и степени окисления пи-
рита.
Вследствие высокой степени активации
сфалерита ионами меди прямая селективная
флотация часто не дает удовлетворительных
результатов. На некоторых фабриках СССР
применяют коллективную флотацию медных
и цинковых минералов при депрессии пи-
рита известью. Затем десорбируют собира-
тель одним из известных способов, и коллек-
тивный концентрат разделяют путем флота-
ции медных минералов и депрессии сфале-
рита и пирита, загрязняющих коллективный
медно-цинковый концентрат, сочетанием реа-
гентов: цианида и цинкового купороса; суль-
фита и железного купороса в известковой
среде; извести, сернистого натрия и желез-
ного купороса; цинкового купороса и суль-
фита в известковой среде; сульфита, серни-
стого натрия и цинкового купороса в извест-
ковой среде. Руды, как правило, отличаются
весьма тонкой вкрапленностью, поэтому чер-
новые концентраты доизмельчают в цикле
коллективной флотации и в цикле разделе-
ния коллективного концентрата. Хвосты
медной флотации контактируют с известью
и медным купоросом, после чего флотируют
сфалерит. В качестве собирателя во всех
циклах используют ксантогенаты, иногда
в сочетании с бутиловым аэрофлотом. Из
хвостов коллективной медно-ципковой фло-
344
гации флотируют пирит. Если пирит содержит
золото и серебро, то эти металлы при эконо-
мической целесообразности извлекают циани-
рованием. В ряде случаев хвосты коллектив-
ной флотации — готовый пиритный концен-
трат. Типичные технологические режимы фло-
тации медно-цинковых руд приведены
в табл. IV.24.
За последние годы на ряде фабрик полу-
чает распространение технология, при ко-
торой депрессия сфалерита и пирита осуществ-
ляется подачей в пульпу сернистого газа.
Если в руде пирита мало, его целесообразно
флотировать в коллективный концентрат
вместе с сульфидами меди н цинка.
Встречаются медно-цинковые руды, в ко-
торых медь представлена борнитом н халько-
зином (Заир). В этих случаях коллективный
концентрат разделяют путем депрессии вто-
ричных сульфидов меди феррицианидом
(3—6 кг/т разделяемого продукта) в содовой
среде [76].
При обогащении руд, в которых медь пред-
ставлена в основном халькопиритом, а сфале-
рит малоактивирован солями меди, удовлет-
ворительные результаты получаются по схеме
прямой селективной флотации.
При наличии в медно-цинковой руде легко-
и труднофлотируемого сфалерита может ока-
заться рациональной технология с двумя
приемами коллективной флотации, извест-
ная как технология коллективно-селектив-
ной флотации. Вначале производят коллек-
тивную флотацию медных минералов и легко-
флотирующейся части сфалерита и пирита
(первый прием), затем в коллективную флота-
цию загружают медный купорос для актива-
ции слабофлотирующейся части цинковой
обманки (второй прием). Таким образом,
по этой схеме медные минералы вместе с хо-
рошо флотирующейся частью сфалерита и
пирита отделяются в начале процесса от
остальных сульфидов, чем облегчается даль-
нейшая селективная флотация этих минералов.
Для удаления избытка пенообразователя
в коллективный концентрат первого приема
загружают активированный уголь.
Первичные сплошные колчеданные медно-
цинково-пиритные руды обогащаются в ос-
новном по схемам прямой селективной фло-
тации с применением бесцианидных методов
разделения и реже — по схемам коллективно-
селективной флотации с применением циа-
нидного способа разделения, а вкрапленные
медно-цинковые руды обогащаются по схе-
мам коллективно-селективной флотации
с применением цианидного и бесцианидного
способов разделения.
Когда в медно-цинковых рудах в достаточно
больших количествах (более 20 % общего со-
держания) находится свободное золото,
в схемах измельчения руды и доизмельчения
коллективного концентрата устанавливаются
гидравлические ловушки для его извлечения.
Медно-никелевые руды. Кроме
основных ценных компонентов (никеля, меди*,
кобальта, серы), сульфидные медно-никеле-
вые руды часто содержат в виде сопутствую-
щих элементов золото, серебро, платину,
Таблица IV.24
Технологические режимы флотации медно-цинково-пиритных руд
Цикл Реагент Расход, г,'т Место (операция) подачи реагентов
I. Бесцианидная технология
Сплошная сульф и Д н а я руда
Коллективная флота- Известь Известь 4000 4000 1 стадия измельчения (50— 55 % —0,074 мм) II стадия измельчения (86— 88 % —0,074 мм)
ЦИЯ Медный купорос Бутиловый ксаптогенат Бутиловый аэрофлот 150 120 30 Основная и контрольная флотация
Подготовка коллек- тивного концентрата к разделению Сернистый натрий Активированный уголь Цинковый купорос Сернистый натрий Цинковый купорос 80 80 500 150 200 Перемешивание коллектив- ного концентрата Доизмельчение коллектив- ного концентрата (до 90 % —0,044 мм)
Медная флотация Бутиловый ксаптогенат Сернистый натрий Цинковый купорос 20 50 100 Основная и контрольная флотация Доизмельчение чернового концентрата (100 % —0,044 мм)
Цинковая флотация Известь Медный купорос 4000 300 Перемешивание
Бутиловый ксаптогенат 50 Основная и контрольная флотация
Вкрапленна я руда
Известь СаО своб. 50 (г/м3) Измельчение II стадия (60 % —0,074 мм)
Коллективная флота- ция Бутиловый ксаптогенат Т-66 26 25 Основная и контрольная флотация
Известь СаО своб. 500 (г/м3) Доизмельчение чернового коллективного концентрата (80 % —0,074 мм)
Бутиловый ксаптогенат 5 г/т Перечистная флотация кол- лективного концентрата
Сернистый натрий Активированный уголь 200 г/т 120 г/т Перемешивание коллектив- ного концентрата
Подготов к а колл ек - дивного концентрата к разделению Известь Сернистый натрий Цинковый купорос СаО своб. 500 (г/м3) 200 г/т 500 г/т Доизмельчение коллектив- ного концентрата (90 % —0,074 мм)
345
Продолжение табл. IV.24
Цикл Реагент Расход, г/т Место (операция) подачи реагентов
Сульфит натрия Бутиловый ксаитогенат 200 г/т 8 г/т Основная и контрольная медная флотация
Медная флотация Известь Сернистый натрий Цинковый купорос СаО своб. 500 (г/м3) 150 250 Перемешивание перед пере- чисткой флотацией концен- трата
Известь Медный купорос СаО своб. 800 (г/м3) 100 Перемешивание
Цинковая флотация Бутиловый ксаитогенат Бутиловый аэрофлот 13 13 Основная и контрольная флотация
Коллективная флота- Известь II. Цианидная т Известь СаО своб. 900— 1000 (г/м3) ехнология СаО своб. 700— 900 (г/м3) Перечистная флотация цин- кового концентрата Измельчение руды
ция Бутиловый ксаитогенат Бутиловый аэрофлот 150 45 Основная и контрольная флотация
Подготовка коллек- Сернистый натрий Активированный уголь 80 100 Перемешивание коллектив- ного концентрата
з ивного концентрата к разделению Цианид натрия 90 Доизмельчение коллектив- ного концентрата
Медная флотация Цинковый купорос Цианид натрия Бутиловый ксаитогенат Бутиловый аэрофлот 300 560 30 5 Основная флотация и пере- чистки концентрата
Известь СаО своб. 700— 900 (г/м3) Перемешивание перед основ- ной флотацией и все опера- ции перечистиой флотации концентрата
Цинковая флотация Медный купорос (пяти- водный) 270 Перемешивание перед ос- новной флотацией после извести
Бутиловый ксаитогенат Бутиловый аэрофлот 30 10 Основная н контрольная флотация
346
палладий, селен, теллур и другие редкие и
рассеянные элементы.
Основные ценные минералы представлены
пентландитом, халькопиритом, никеленос-
ным пирротином, кубанитом, талнахитом,
моихукитом (Cu9Fe3Sie) и магнетитом. Пент-
ландит обычно содержит в виде изоморфной
примеси кобальт. Сопутствующие элементы
тесно связаны с сульфидами.
Вмещающие породы медно-никелевых руд
представлены главным образом основными и
ультраосновными породами. Среди породо-
образующих минералов встречаются пиро-
ксены, амфиболы, оливин, роговая обманка,
вторичные силикаты (серпентин, тальк, хло-
рит, серицит), полевой шпат, слюды, кальцит,
кварц.
Для определения никеля, представленного
иензвлекаемыми соединениями, в институте
Механобр применяется методика Никифорова.
Согласно этой методике, никель, остающийся
в нераствореином остатке после обработки
руды (100 % класса—01, мм) перекисью
водорода, относится к категории неизвлекае-
мого. К этой категории относятся силикат-
ный никель и никель, связанный с сульфи-
дами, которые эмульсионно вкраплены в пу-
стую породу.
Вследствие тонкой вкрапленности сульфи-
дов основной способ обогащения медно-
никелевых руд — флотация. Если в руде
имеются крупные выделения пирротина,
с которыми тесно связаны халькопирит и
пентландит, может быть применена магнит-
ная сепарация. В последнее время мокрая
магнитная сепарация все чаще применяется
в комбинированных магнитофлотационных
схемах обогащения вкрапленных руд.
Требования к никелевым п медно-никелевым
концентратам определяются в каждом кон-
кретном случае в зависимости от соотноше-
ния металлов, их общего содержания, со-
става породообразующих минералов, нали-
чия сопутствующих компонентов н других
условий. Действующие фабрики получают
концентраты (для последующей плавки на
файнштейн) с содержанием никеля не менее
3,5%. Концентраты также должны содер-
жать минимальное количество окиси магния
(не более 15—20 %), которая повышает туго-
плавкость шихты.
При флотационном обогащении медно-
никелевых руд широко применяют коллектив-
ную флотацию, при которой стремятся возмож-
но полнее извлечь все сульфиды и в том числе
пирротин, являющийся обычно носителем
никеля (в отдельных образцах пирротина со-
держание никеля достигает 1,7 %). Флота-
ция проводится при расходе соды от 0,5
до 3 кг/т, медного купороса — до 50 г/т,
бутилового ксантогената 100—200 г/т, аэро-
флота 100—200 г/т.
Исследованиями установлено, что наиболее
эффективный способ активации пирротина —
создание слабокислой среды (pH около 6)
щавелевой или сернистой кислотой или сер-
нистым газом (могут быть использованы также
отходящие газы металлургического производ-
ства).
Большинство вторичных и некоторых пер-
вичных силикатных минералов медно-нике-
левых руд обладает высокой естественной
флотируемостью. К этим флотоактивным ми-
нералам относится разновидность ромбиче-
ского пироксена (бронзит, актинолит, тальк,
хлорит), а также оталькованный серпентинит.
На отечественных медно-никелевых фабри-
ках для подавления флотоактивных силика-
тов до 1957 г. применялось жидкое стекло
(1—3 кг/т руды). Однако для большинства
вкрапленных медно-никелевых руд Кольского
полуострова этот реагент мало эффективен.
В качестве депрессора флотоактивных сили-
катов лучше использовать карбокенлметил-
целлюлозу (КМЦ-ИМ), сульфоэфиры целлю-
лозы или медно-аммиачныс растворы целлю-
лозы. При флотации в щелочной среде наи-
более перспективно применение КМЦ.
Применение КМЦ вместо жидкого стекла
даст возможность без снижения извлечения
повысить содержание никеля в концентратах
и снизить содержание окиси магния. При
использовании КМЦ (или других производ-
ных целлюлозы) значительно увеличивается
скорость осветления продуктов флотации,
в результате чего снижаются потери ценных
металлов со сливами сгустителей концентра-
тов и промпродуктов, а также обеспечивается
возможность применения во флотации обо-
ротных вод.
По данным лабораторных исследований,
при флотации в кислой среде более эффектив-
ными депрессорами могут быть сульфоэфиры
целлюлозы (СЭЦ) и этансульфонат целлюлозы
(ЭСЦ).
На зарубежных фабриках при подавлении,
легко флотируемых минералов пустой по-
роды применяют также гуартек, представляю-
щий собой смолу дерева гуар (150—200 г/т)
или кукурузный декстрин (до 400 г/т) [76).
При отношении содержания меди к содер-
жанию никеля в коллективном концентрате
более двух концентрат приходится разде-
лять.
В доизмсльченных концентратах никель-
содержащие минералы депрессируют изве-
стью (0,7—1 г./л СаО), избыток которой вместе
с десорбированными реагентами перед основ-
ной медной флотацией удаляют промывкой.
Пропарка коллективного или чернового мед-
ного концентрата при температуре 80-С
позволяет понизить расход извести и ликви-
дировать отмывку. При добавках совместно
с известью сернистого натрия, сульфита
натрия или цианида показатели улучшаются.
На Норильской фабрике для депрессии ни-
келевых минералов вместо извести приме-
нялся бисульфит кальция в нейтральной
среде.
При отношении содержания меди к содер-
жанию никеля в коллективном концентрате
меньше двух целесообразнее подвергать его
плавке непосредственно па файнштейн и раз-
делять последний по методу Масленицкого.
Если в руде присутствуют кубанит, тал-
нахит и моихукит, которые депрессируются
в сильнощелочной среде, селективную фло-
тацию минералов меди рекомендуют прово-
347
дить в нейтральной или слабокислой среде
(pH от 6,5 до 7,5). После измельчения исход-
ного продукта селекции в присутствии суль-
фита натрия (до 700 г/т) пульпу подвергают
аэрации в течение 20 мин в сернокислой среде
(расход серной кислоты 0,5—1 кг/т). Медные
минералы флотируются с применением бути-
лового аэрофлота (40—55 г/т) и МИБК иди
СФК (30—40 г/т). Из хвостов медной флотации
в известковой среде (расход извести до 2 кг/т)
флотируются никелевые минералы с приме-
нением бутилового ксантогената, бутило-
вого аэрофлота и Т-66 [71 ]. Для флотацион-
ного разделения пентландита и пирротина
можно также применять катионный собира-
тель АНП (до 0,1 кг/т) в щелочной среде.
На некоторых зарубежных фабриках при-
меняют схему коллектив но-селективной фло-
тации. По этой схеме вначале проводят кол-
лективную флотацию сульфидов меди и ни-
келя при депрессии основной массы пирро-
тина известью (200—700 г/т), затем пирротин
активируют медным купоросом (до 100 г/т),
флотируют обычными реагентами и после
перечистных флотаций присоединяют к ни-
келевому продукту, полученному в резуль-
тате разделения коллективного концент-
рата.
Меди о- свинцовые руды встре-
чаются сравнительно редко. В СССР место-
рождения медпо-свинцовых руд имеются
в Джезказганском районе, где они приуро-
чены к серым кварц-полевошпатовым песча-
никам, в которых галенит присутствует сов-
местно с борнитом, халькозином и халько-
пиритом в виде равномерной тонкой вкрап-
ленности.
Эти руды обогащают по схеме коллектив-
ной флотации с последующим разделением
коллективного концентрата в содовой среде
цианидом и цинковым купоросом при соот-
ношении их, отвечающем образованию ком-
плексного цианида цинка Naa Zn (CN)4 или
NaZn (CN)3. Рекомендуется первоначально
загружать цинковый купорос, а затем циа-
нид при минимальной продолжительности
контакта с ним (до 1 мин). При обратном по-
рядке загрузки и длительном контакте се-
лекция нарушается. Перед разделением кол-
лективный концентрат подвергается десорб-
ции сернистым натрием (0,5 кг/т) и активиро-
ванным углем (1—2 кг/т). Показатели обога-
щения руд этого типа в значительной мере за-
висят от степени ошламования коллектив-
ного концентрата. Сильно ошламованные кон-
центраты разделяются плохо, с большими
потерями металлов в разноименных кон-
центратах и требуют высоких расходов реа-
гентов (более 6 кг/т концентрата по KCN).
Поэтому рекомендуется принимать все меры
для снижения ошламования рудпых минера-
лов в процессе подготовки руды. Режимы раз-
деления коллективных концентратов приве-
дены в табл. IV.24.
Для устранения отрицательного влияния
ошламованного халькозина разработаны два
варианта технологической схемы, в которых
предусматривается его выделение перед кол-
лективной флотацией.
348
По первому варианту при небольших рас-
ходах аэрофлота (3—5 г/т) и пенообразователя
(спирты С5—Св) флотируется наиболее флото-
активный халькозин при депрессии остальных
сульфидов сульфитом или тиосульфатом
(до 1 кг/т) в сочетании с цинковым купоро-
сом (0,5 кг/т) и сернистым натрием (50—
100 г/т). Сфлотироваиный после этого кол-
лективный концентрат разделяется более
четко и при меньших расходах цианида и
цинкового купороса.
По второму варианту первоначально с од-
ним пенообразователем при небольших за-
грузках сернистого натрия в операцию из-
мельчения проводится флотация шламистых
сульфидов, причем в концентрат переходит
преимущественно шламистый галенит. За-
тем при небольших загрузках аэрофлота
(3—5 г/т) флотируется халькозин, который
после одной перечистной флотации присое-
диняется к медному концентрату. Шламовый
концентрат перечищается совместно с кол-
лективным концентратом. Такая схема поз-
волила снизить расход депрессоров при раз-
делении коллективного концентрата.
Кобальтсодержащие руды.
Кобальтовые минералы (линнеит, карролит,
кобальтин, смальтин и др.) редко встре-
чаются в свободном виде. Большей частью
они тесно срастаются с пиритом, пирроти-
ном и арсенопиритом.
Обычно пиритно-кобальтовый сульфидный
концентрат получают при обогащении медно-
пиритных руд и применяют для получения
из него серной кислоты и кобальтсодержащего
огарка. Кобальтовый концентрат должен со-
держать не менее 0,45 % кобальта.
Если кобальт связан с пиритом, при фло-
тации медно-кобальте-пиритных руд сначала
получают коллективный концентрат, который
после доизмельчения разделяют в щелочной
среде на медный и кобальто-пиритный. Ще-
лочность поддерживают в пределах 900—
1000 г свободной СаО в 1 м3 пульпы для бо-
лее полной депрессии кобальтовых минералов
и пирита [52].
Если кобальтовые минералы свободны, из
хвостов медной флотации их можно извлечь
при понижении pH и активации сернистым
натрием.
С помощью сернистого натрия (3—5 кг/т)
при стадиальной загрузке можно отделить
кобальтин от халькопирита [52]. При этом
халькопирит депрессируется, а кобальтин
переходит в пену.
Для повышения качества кобальтового
концентрата его обжигают при температуре
425—450 °C с целью окисления пирита,
после чего концентрат подвергают перефло-
тации.
Мышьяксодержащие руды.
Наиболее распространенный мышьяковый
минерал—арсенопирит FeAsS, по флотацион-
ным свойствам близкий к пириту, но отличаю-
щийся от последнего более легкой окисляе-
мостью. Обычно при обогащении некоторых
руд необходимо выделять арсенопирит, так
как мышьяк — вредная примесь в концентра-
тах.
При флотации полиметаллических руд в
присутствии цианидов арсенопирит остается
в хвостах вместе с пиритом. Для разделения
их используется различие в скорости окисле-
ния этих минералов. В качестве окислителей
применяют кислород воздуха (аэрация), пер-
манганат, хромат, хлорную известь и др.
На Дарасунской фабрике, перерабатываю-
щей золотосодержащие полиметаллические
руды, арсенопирит выделяют из коллектив-
ного концентрата, который подвергают аэра-
ции в течение 2 ч при загрузке 5 кг на 1 т
концентрата пиролюзита в виде суспензии
(крупность —0,074 мм) и 1,7 кг/т активиро-
ванного угля. После такой подготовки арсено-
пирит остается в хвостах, а остальные сульфи-
ды флотируются. Арсенопирит можно также
селективно депрессировать известью в при-
сутствии аммонийных солей (в частности рода-
нистого аммония до 13 кг/т).
Золотосодержащие руды. Сво-
бодное тон ков краплен ное золото часто встре-
чается в сульфидных рудах тяжелых цветных
металлов, причем значительная часть его
обычно тесно ассоциирует с сульфидами.
Свободное мелкое золото легко флотируется
ксантогенатами при тех же расходах реаген-
тов, что и при флотации сульфидов меди и
свинца. Известь, сернистый натрий и цианид
депресси руют золото (52].
Свободное золото легко растворяется в циа-
ниде, что приводит к его потерям. При обога-
щении полиметаллических руд лучше при-
менять беецнанидные методы разделения.
Если это невозможно, рекомендуется приме-
нять комплексный цианид цинка или реа-
гент № 675 (см. табл. IV.24). Эти реагенты
при концентрациях, применяемых во флота-
ции, практически не растворяют свободное
золото.
Если в рудах содержатся золотосодержа-
щий пирит или арсенопирит и небольшое ко-
личество свободного золота, они обычно
подвергаются коллективной флотации. При
флотации медных и полиметаллических руд
режимы устанавливают таким образом, чтобы
максимальное количество золота флотирова-
лось в медные или свинцовые концентраты,
из которых оно легко извлекается при ме-
таллургическом переделе.
Имеются данные о том, что присутствие
золота в пирите улучшает его флотируемость.
В отдельных случаях это позволяет выделить
из общей массы пирита богатый золотосодер-
жащий продукт, проводя флотацию при pH
9,5 в содовой среде с добавлением сернистого
натрия (52].
Для некоторых труднообогатимых золото-
содержащих руд (в частности, содержащих
теллуриды) наиболее целесообразна схема
прямого цианирования руды с последующей
флотацией пирита, обжигом пиритного кон-
центрата и цианированием огарка (52].
Для активации пирита после цианирования
пульпу кондиционируют с сернистым газом
до pH 6,3. Затем пульпу в другом аппарате
перемешивают без реагентов, при этом оста-
ток образовавшейся сернистой кислоты пол-
ностью реагирует с компонентами пульпы,
в результате чего pH поднимается выше 7,
после чего проводят флотацию пирита. Для
усиления активации пирита перед флотацией
дополнительно загружается небольшое коли-
чество медного купороса.
Окисленные и смешанные
руды тяжелых цветных метал-
лов. Флотация окисленных и смешанных
руд цветных металлов, широко распростра-
ненных в верхних горизонтах сульфидных
месторождений, имеет большое практическое
значение, поскольку процессы окисления не-
редко распространяются на значительную-
глубину, и окисленные минералы встречаются
в руде в течение длительного периода экс-
плуатации месторождения.
Очень часто эти руды — труднообогатимые
и относятся к категории «упорных», а в ряде
случаев они практически не поддаются обога-
щению.
Трудная обогатимость окисленных и сме-
шанных руд обычно обусловлена сильным
ожелезнением, наличием большого коли-
чества первичных шламов и силикатных форм
ценных минералов, а также тесной связью их
с гидроокислами железа, алюминия и дру-
гими компонентами.
Наиболее распространенные формы окис-
ленных минералов цветных металлов — кар-
бонаты, сульфаты и силикаты. Основные ме-
тоды обогащения карбонатов и сульфатов —
флотация ксантогенатами после сульфнди-
зации минералов сернистым натрием. Для
силикатов этот метод неприемлем.
При флотации смешанных сульфидно-
окисленных руд обычно вначале флотируют
сульфиды при небольших загрузках серни-
стого натрия, необходимых для связывания
ионов тяжелых металлов в объеме пульпы,
а затем производится сульфидизация и фло-
тация окисленных минералов. В ряде случаев
успешно применяют совместную флотацию
окислов и сульфидов.
Установлено, что из медных окисленных руд-
удовлетворительно флотируются те окислен-
ные медные минералы, которые переходят
в цианистую вытяжку [52]. Таким образом,
для ориентировочной оценки обогатимости
окисленной медной руды флотацией доста-
точно определить содержание меди, раство-
римой в цианиде, по методике, принятой
в рациональном (фазовом) анализе.
Малахит, азурит, брошантит легко разла-
гаются цианидом и, следовательно, руды,
в которых медь представлена этими минера-
лами, можно успешно обогащать флотацией.
Перед флотацией производят сульфидиза-
цию сернистым натрием или гидросульфидом
натрия.
Процесс сульфидизации окисленных мед-
ных руд можно регулировать визуально.
Сернистый натрий (без предварительного
перемешивания) загружают в первую камеру
флотационной машины в таком количестве
чтобы стала заметной депрессия, а во второй
камере образовалась хорошо минерализован-
ная пена.
В последнее время начали применять авто-
матизацию подачи сернистого натрия с ис-
349'
пользованием в качестве датчика сульфидно-
серебряного, платинового или галенитового
электрода, помещенного во вторую или третью
камеру (после загрузки сернистого нат-
рия).
В связи с тем, что флотируемость резко
снижается в результате значительного окис-
ления сульфидизированной поверхности или
•отслаивания сульфидной пленки с минераль-
ной поверхности, через некоторое время после
начала флотации необходимо добавление
сульфидизатора (сернистого натрия) путем
дробной подачи. При этом расход сульфиди-
затора не должен быть избыточным (в про-
тивном случае непроизводительно увеличи-
вается фронт флотации, повышается общий
расход сернистого натрия, а извлечение
меди снижается).
Сернистый натрий обычно загружают в три
приема по всему фронту основной и кон-
трольной флотации до тех пор, пока не будут
получены отвальные хвосты. При флотации
медных окисленных руд расходуется обычно
0,3—2 кг/т сернистого натрия, при флотации
богатых и сильноошламованных руд расход
сернистого натрия повышается.
В качестве собирателя применяют бутило-
вый ксаитогенат, загружаемый также в три
приема вместе с сернистым натрием. Общий
расход ксантогената составляет примерно
100—200 г/т; для богатых и сильноошламо-
ванпых руд он заметно возрастает.
Показатель pH жидкой фазы пульпы при
флотации обычно около 9. Если принятый
расход сернистого натрия недостаточен для
создания требуемой щелочности в операцию
измельчения загружают известь.
Если при расходе сернистого натрия, не-
обходимого для сульфидизацин, pH превы-
шает 9, сульфпдизацця п флотация замедля-
ются. Тогда для ускорения процесса полезна
добавка сульфата аммония или гидросуль-
фнда [52].
Применение высших ксантогенатов повы-
шает технологические результаты; заметно
возрастает извлечение меди при совместной
загрузке ксантогената и аэрофлота.
Упорные окисленные и смешанные медные
руды могут быть переработаны по комбини-
рованному методу профессора Мостовича,
включающему выщелачивание окисленной
меди серной кислотой, осаждение (цемента-
цию) меди, перешедшей в раствор, губчатым
железом пли чугунной стружкой и флотацию
меди совместно с сульфидами. Этот процесс
в зарубежной литературе именуется про-
цессом LPF (начальные буквы слов, которые
в переводе означают — выщелачивание, осаж-
дение, флотация).
Если в руде содержится значительное ко-
личество легкофлотируемой окисленной
меди, полезно пронести предварительную
флотацию обычным путем (с сульфидизацией)
для сокращения расхода кислоты и осади-
теля.
Расход кислоты зависит от вещественного
состава руды и колеблется в широких пре-
делах — от нескольких килограммов до 30—
40 кг на 1 т руды, а продолжительность выще-
350
лачивания - - обычно от 20—30 мин до 1 ч
(и более). В некоторых случаях рекомендуется
подогрев пульпы в процессе выщелачивания
острым паром до 60—70 °C [52]. Остаточная
кислотность после выщелачивания должна
составлять 4—6 г/л.
Лучший осадитель меди — измельченное
губчатое железо крупностью 0,2—0,5 мм.
Продолжительность цементации составляет
от нескольких до 15—20 мин. Расход осади-
теля также колеблется в широких пределах
(от нескольких до 20—30 кг/т).
Для сокращения расхода осадителя не-
прореагировавшая часть его может быть вы-
делена из хвостов флотации магнитной сепа-
рацией.
В качестве собирателей цементной меди
рекомендуется реагент СЦМ-2-метилформи-
нат бутил ксаитогеновой кислоты (40—50 г/т)
или гидролизованный бутиловый аэрофлот
(около 100 г/т); pH при флотации цементной
меди от 2 до 5.
Установлено, что, если в пульпе имеется
значительное количество ионов хлора (свы-
ше 100—200 мг/л), флотация цементной
меди замедляется и становится неустойчи-
вой [52].
Разработан также другой метод комбини-
рованной переработки упорных окисленных
медных руд — так называемый процесс сег-
регации, который включает восстановитель-
ный обжиг медной руды в присутствии кокса
и поваренной соли или хлористого кальция
(оба компонента в количестве 1—3 % массы
руды) в течение 1 ч при 700—800 ;С. В ре-
зультате медь восстанавливается до металла
с одновременным укрупнением восстановлен-
ных частиц. Полученный огарок охлаждают
без доступа воздуха и после доизмельчения
флотируют в кислой среде кса итоге нагом с до-
бавками пенообразователя [71 ].
Основные окисленные минералы свинца
в снипцово-цинковых окисленных рудах —
карбонат свинца (церуссит), сульфат свинца
(англезит), реже встречаются хроматы, фос-
фаты, арсенаты, ванадаты. Распространен
(хотя и в небольших количествах) плюмбоя-
розит. Церуссит легко поддастся сульфиди-
зацин п флотации темп же методами, что и
окисленные медные минералы, но требует бо-
лее высоких расходов сернистого натрия
[18]. Англезит и Другие окисленные свин-
цовые минералы флотируются труднее це-
руссита.
При флотации различных свинцовых мине-
ралов рекомендуется поддерживать pH
среды в следующих пределах [18]: церуссит
РЬ СО38,5—9,3; вульфенит РЬМо04 8—8,5;
англезит PbSO4 7,5—8,2; ванадинит
РЬ,- [С] (VO4)3j 6,8—6,2; бедантит
[PbFe3 (AsO4) (SO4) (OH)e 5,5—6; миметезит
Pb5 [Cl (AsO4)3] 6.
Плюмбоярозит PbFee [(SO4)4 ]ОН)13] не
удается селективно сфлотировать ни одним
из известных методов.
Если плюмбоярозит встречается в окислен-
ной свинцово-медной руде, после сернокислот-
ного выщелачивания окисленной меди он
частично переходит в англезит, который мо-
жет быть сфлотирован обычным путем после
сульфидпзации [71 ].
Возможно селективно сфлотировать це-
руссит и малахит. Для этого перед сульфи-
Дизацней вводится жидкое стекло, которое
депрессирует малахит, и затем церуссит фло-
тируется этиловым ксантогепатом. Из хво-
стов свинцовой флотации, после их дешлама-
ции, изоамиловым ксантогенатом флотируется
малахит.
Основные окисленные цинковые минералы
в свинцово-цинковых окисленных рудах —
смитсонит (карбонат цинка) и каламин (си-
ликат цинка).
Для флотации окисленных цинковых мине-
ралов в основном используют два метода:
Дэвиса— Андреевой и Рея [18]. Первый
метод заключается в предварительной суль-
фидизацци минералов при температуре пуль-
пы 50—60 °C, активации медным купоросом
и последующей флотации ксантогенатом и
аэрофлотом при обычной температуре. Вто-
рой метод заключается во флотации цинко-
вых минералов первичными алифатическими
аминами после перемешивания пульпы с сер-
нистым натрием при обычной температуре.
В концентрат при этом извлекаются и карбо-
наты, и силикаты цинка. Сульфидизацпя
в обоих случаях осуществляется сернистым
натрием.
Флотация окисленного цинка обычно про-
текает успешно только на обесигламленной
пульпе.
Процесс Дэвиса—Андреевой отработан
в лабораторных условиях для руд ряда ме-
сторождений и внедрен на некоторых зару-
бежных фабриках [76].
Лучшие результаты по флотации катион-
ным собирателем получены при pH 10,5—
11,5, причем необходимая концентрация
гидроксильных ионов должна создаваться
серпкстым натрием, так как замена его едкой
щелочью резко снижает показатели обога-
щения.
При наличии в руде сульфидных и окислен-
ных минералов свинца и цинка обогащение
ее осуществляется в следующем пор ядке:
флотация сульфидов (коллективная или
селективная с применением цианида и сер-
нистого натрия);
флотация окисленных минералов свинца;
флотация окисленных минералов цинка.
Последовательность процесса может быть
несколько изменена в зависимости от особен-
ностей руды.
Окисленные никелевые минералы в нике-
левых окисленных рудах встречаются преи-
мущественно в виде водных силикатов (гар-
ниерита, ревденскита и др.).
Для обогащения руд, содержащих эти ми-
нералы, применяют комбинированные схемы
с использованием метода сегрегации.
В институте Механобр на примере окислен-
ных никелевых руд Буруктальского место-
рождения разработана технология, включаю-
щая обжиг руды крупностью —12 -1-0 мм
в течение 1 ч при температуре 1300 °C. В ка-
честве восстановителя применялся кокс или
печорский уголь (до 4,5 % массы руды).
Поваренная соль добавлялась в количестве
3 %. В шихту также вводилась глина в ка-
честве флюса для снижения соотношения со-
держаний кремнезема и глинозема до 3.
При флотации доизмельченного огарка в
концентрат, содержащий 4—4,5 % никеля,
извлекалось 90—92 % металла. При введе-
нии в шихту перед ее обжигом некоторого
количества флотационного концентрата резко
повышается качество пенного продукта. На-
пример, при обжиге при добавке 2 % оборот-
ного концентрата содержание никеля в кон-
центрате повышается до 8—9 % при извле-
чении в него до 90 % никеля и 85—87 %
кобальта.
Этот же метод может быть применен для
переработки трудноразделимых промпродук-
тов, полученных при флотации вкрапленных
медно-никелевых руд. Установлено, что про-
цесс может быть значительно упрощен, если
его вести с добавкой 5 % хлористого кальция.
В этом случае после выдерживания шихты
в течение 1 ч при 650—750 °C резко снижается
флотируемость минералов пустой породы
при сохранении ее у рудных минералов, что
позволяет флотацией обожженного таким об-
разом промпродукта получить концентрат
с содержанием никеля — 4,5 % и меди 3,5 %
при извлечении соответственно 88—89 и
91—92%. Аналогичные результаты могут
быть получены при замене обжига обработкой
высушенных промпродуктов на холоду газо-
образным хлористым водородом (1,5—4 %
массы исходного продукта).
Молибденовые и висмутсо-
держащие руды. В молибденовых ру-
дах основные молибденовые минералы —
молибденит, повеллит, вульфенит и ферри-
молибдит.
Молибденит важнейший промышленный
минерал.
Основные типы промышленных молибде-
новых месторождений — жильные, штоквер-
ковые и скарновые. Молибденит в кварцевых
жилах образует довольно крупные включения,,
а в скарнах он обычно мелко вкраплен. Мо-
либденит часто встречается в рудах вольфра-
мовых месторождений, а также в медно-
порфировых рудах.
В зоне окисления большинства молибде-
новых месторождений присутствуют повел-
лит и ферримолибдит, которые представляют-
собой’продукты изменения молибденита.
Вульфенит часто присутствует в зонах
окисления полиметаллических месторожде-
ний.
В молибденовых рудах в качестве сопут-
ствующих компонентов встречаются медь,
вольфрам, висмут, железо, сера, олово, бер-
риллий, свинец, цинк, золото, серебро, ре-
ний и др. Присутствие рения существенно-
повышает ценность молибденовых руд (он
обычно находится в виде изоморфной примеси
в молибдените). Из нерудных минералов в мо-
либденовых рудах наиболее распространены
кварц и полевой шпат. Подчиненное значе-
ние имеют серицит, мусковит, хлорит, каль-
цит, флюорит, турмалин и апатит. Для скар-
новых молибденовых руд характерны гранат,
351
пироксен, волластонит, биотит, термолит,
актинолит.
Установленные в СССР кондиции на мо-
либденовые флотационные концентраты пре-
дусматривают содержание в них молибдена
не ниже 45 %.
Промпродукты обогатительных фабрик и
некондиционные по содержанию вредных при-
месей молибденовые концентраты подвер-
гаются гидрометаллургической обработке.
Молибденовые концентраты, полученные
гидрометаллургическим способом в виде
трисульфида молибдена, должны содержать
после их обжига при 450—500 °C не менее
53 % молибдена.
При гидрометаллургической переработке
промпродуктов в качестве готовой продук-
ции может также получаться молибдат каль-
ция, в котором содержание молибдена должно
составлять не менее 40%.
Молибденитсодержащие руды флотируют
с применением в качестве собирателя аполяр-
ных углеводородных реагентов (керосина,
трансформаторного масла, машинных масел
марки СУ и Л, солярового масла и др.)
при расходе 100—400 г на 1 т руды.
В качестве пенообразователя используют;
сосновое масло и терпинеол (30—50 г/т),
реагент ОПСБ (Ю—25 г/т), мети л изобутил-
карбинол (25—35 г/т), Т-66 (40—50 г/т)
и др.
Предварительное эмульгирование углеводо-
родных масел перед подачей их в процесс по-
зволяет затрубить измельчение исходной руды
(для некоторых молибденовых руд с 70—80 %
класса — 0,074 мм до 45—55 % класса
—0,074 мм), что существенно увеличивает
производительность фабрик.
Для стабилизации водных эмульсий угле-
водородов применяют небольшие количества
поверхностно-активных веществ — терпи-
неола, ОПСБ (1—2 % от концентрации угле-
водородного собирателя в эмульсии), син-
текс (сульфированный глицерид коксового
масла) и др.
Добавки ксантогената (5—30 г/т) при фло-
тации молибденовых руд углеводородными
собирателями повышают извлечение молибде-
на.
В цикле основной молибденовой флота-
ции применяют соду или известь (pH 8—9).
При обогащении руд, содержащих или обра-
зующих при измельчении относительно боль-
шое количество шламов, применяется жидкое
стекло или гексаметафосфат натрия.
Молибденовые руды флотируются обычно
при относительно крупном измельчении с по-
лучением черновых молибденовых концентра-
тов и отвальных хвостов. Концентраты основ-
ной флотации подвергают одной-двум пере-
чисткам, затем их доизмельчают (в одну или
несколько стадий) с целью разрушения сро-
стков молибденита с другими минералами
и дополнительно перечищают флотацией.
Общее число операций перечистки мо-
жет достигать шести-семи, а иногда и
больше.
При использовании гальки для донзмель-
чения черновых концентратов технологиче-
352
ские показатели доводки повышаются. Ре-
комендуется также применять рудно-галеч-
ное измельчение.
Для удаления из молибденовых концентра-
тов сопутствующих сульфидов применяют
депрессоры — сернистый натрий, цианиды,
ферро- и феррицианиды, известь, реагент
Нокса и др. [71]. Расход сернистого натрия
составляет 15—20 кг, а цианидов — 0,3—
3 кг на 1т концентрата.
Наличие в рудах серицита часто затрудняет
получение кондиционных молибденовых кон-
центратов вследствие загрязнения последних
серицитом. Молибденовые руды, содержащие
серицит, не рекомендуется флотировать с при-
менением соды, Перечистная флотация чер-
нового молибденового концентрата, загряз-
ненного серицитом и серицитизированным
кварцем, наиболее эффективно проводится
с применением жидкого стекла в слабокислой
среде [71].
При содержании в руде значительного ко-
личества серицита из чернового концентрата
выделяют шламы (15—20 мкм), которые на-
правляют на гидрометаллургическую перера-
ботку.
Молибденовые концентраты, загрязненные
шунгитом или углем, обжигают [71].
Me дно-мол ибденовые руды обогащают по
схеме коллективной флотации с применением
ксантогената и углеводородов.
Наличие в коллективных медно-молибде-
новых концентратах окисленных медных ми-
нералов вызывает увеличение расхода серни-
стого натрия при селекции. В таких случаях
целесообразно проводить селекцию с пред-
варительной окислительной пропаркой пуль-
пы в известковой среде. При этом часто воз-
никает необходимость подачи в операцию
пропарки кислорода или воздуха. Рекомен-
дуется пропарку вести при 85—90 °C в те-
чение 2 ч. Расход извести 0,8—1,2 кг на 1 т
концентрата.
Хорошие результаты могут быть получены
при совмещении операций пропарки и селек-
тивной флотации с использованием серни-
стого натрия. В этом случае пульпа подогре-
вается до 70—80 °C острым паром непосред-
ственно в камерах флотационной машины.
Внедрение этой технологии на Балхашской
фабрике позволило снизить расход сернистого
натрия с 20,8 до 2,77 кг на 1 т коллективного
концентрата.
Разработан следующий метод доводки мо-
либденовых концентратов. Из коллективного
концентрата вначале удаляют ксантогенат
(с поверхности минералов) путем пропарки
или обработки сернистым натрием с после-
дующей промывкой (предпочтительнее про-
парка). Затем флотируют молибденит при
депрессии остальных сульфидов сульфитом
натрия с медным купоросом (расход депрес-
соров около 3 кг каждого на 1 т коллективного
концентрата).
Иногда селекцию мед но-молибденовых кон-
центратов осуществляют путем депрессии
молибденита и флотации медных минералов;
для депрессии молибденита используют дек-
стрин.
Окисленные молибденовые руды, в которых
молибден представлен повеллитом, обычно
флотируют с применением в качестве соби-
рателя олеиновой кислоты (1,5 кг/т) или ее
заменителей, а в качестве пенообразователя —
соснового масла или ксиленола.
Флотация проводится в нейтральной или
слабощелочной среде (pH 7—9). При доводке
повеллитового концентрата его обрабатывают
жидким стеклом при повышенной темпера-
туре.
Ферримолибдит в окисленных молибдено-
вых рудах обычно тесно связан с железистыми
охрами и при флотации извлекается вместе
с ними. Удовлетворительных методов их
разделения пока не найдено.
Присутствующий в молибденовой руде
висмут обычно хорошо флотируется с молиб-
денитом, а затем выделяется из коллективного
концентрата. В рудах висмут чаще всего пред-
ставлен сульфидными формами (например,
висмутином Bi2S3), реже — самородным вис-
мутом, а также окислами и карбонатами.
Сульфиды висмута и самородный висмут
легко флотируются при pH о—9 с примене-
нием ксантогенатов, аэрофлотов и других
сульфгидрильных, а иногда и аполярных со-
бирателей. При pH >9 флотируемость вис-
мутовых минералов резко понижается
[52].
В качестве депрессоров висмутовых мине-
ралов используют сернистый натрий (До
15—20 кг/т продукта), сульфит натрия
(3 кг/т продукта) в сочетании с медным купо-
росом (3 кг/т продукта), хромпик [76].
От других сульфидов (кроме галенита)
висмутовые минералы можно легко отделить
цианидами, которые не депрессируют вис-
мутин и самородный висмут.
Лабораторными исследованиями показана
возможность разделения молибденового вис-
мутсодержащего концентрата с применением
сернистого натрия в качестве депрессора вис-
мутовых минералов, последующей отмывки
сернистого натрия н лерефлотации висмута
с использованием цианистых соединений.
При обогащении висмутсодержащих руд
также может быть применен метод, основан-
ный на депрессии висмутовых минералов
сернистым натрием (в пределах указанных
выше загрузок) и флотации сульфидов же-
леза и меди катионным собирателем при рас-
ходе его до 150 г/т.
В практике обогащения комплексных вис-
мутсодержащих руд применяют также комби-
нированные схемы — обогащение в сочетании
с гидрометаллургией.
Вольфрамовые руды. В вольфра-
мовых рудах основные минералы вольфрама—
шеелит и вольфрамит. Вольфрамовые кон-
центраты должны содержать не менее 55 %
трехокиси вольфрама.
Флотация широко применяется пока в ос-
новном для обогащения шеелитовых и в не-
большом масштабе — вольфрамитовых руд
Н8, 76].
Шеелит из руд флотируется собирателями
типа жирных кислот. Для создания необхо-
димых условий флотации шеелита и одновре-
12 Заказ 219
менной депрессии силикатных и части каль-
цитовых минералов, содержащихся в рудах,
в основную флотацию подают соду (pH 9—10)
и жидкое стекло.
Недостаточные загрузки жидкого стекла
перед основной флотацией приводят не
только к нежелательному увеличению выхода
чернового концентрата, но н к некоторому
снижению извлечения шеелита. Излишний
расход соды повышает флотируемость каль-
цита.
Концентрат основной флотации целесо-
образно подвергать однократной перечисткой
флотации без реагентов или с добавкой
жидкого стекла. Далее черновой концентрат
сгущают и направляют в цикл доводки, осу-
ществляемый по методу Петрова [71]. Ме-
тод заключается в пропарке концентрата
в течение 30-—60 мин в растворе жидкого
стекла (3—4 %) прн температуре 80—85 °C.
Пропарку следует проводить в двух-трех по-
следовательно расположенных чанах. В про-
цессе пропарки собиратель десорбируется
с поверхности загрязняющих концентрат
частиц кальциевых минералов (кальцит,
флюорит и др.) и не десорбируется с частиц
шеелита. Далее пульпу охлаждают примерно
до 25—30 °C разбавлением холодной водой
и производят доводку концентрата.
Цикл доводки обычно состоит из основной
флотации, одной-двух перечистных и кон-
трольной флотаций.
Концентрат контрольной флотации цикла
доводки следует направлять на сгущение и
пропарку совместно с черновым концентра-
том основного цикла. При наличии в руде
значительного количества флюорита получен-
ный концентрат целесообразно вторично про-
паривать с жидким стеклом, а затем доводить
в отдельном цикле с выводом хвостов этого
цикла в качестве продукта для гидрометал-
лургической переработки.
Флотация вольфрамитовых руд не получила
широкого применения вследствие трудности
отделения вольфрамита от некоторых мине-
ралов пустой породы.
Особую сложность представляет отделение
вольфрамита от флюорита, окислов железа,
топаза и слюд.
Перспектива — комбинированная схема,
включающая гравитацию и флотацию с по-
следующей гидрометаллургической перера-
боткой флотационных концентратов.
При флотации вольфрамитовых руд и про-
дуктов их обогащения наиболее исследовано
действие жирных кислот и их солей [71].
Основная флотация вольфрамитовой руды
жирными кислотами обычно проводится в со-
довой среде при pH около 10 [18, 71]. Перед
вольфрамовой флотацией, как правило, уда-
ляют сульфиды (с применением ксантогената),
В черновой концентрат наряду с вольфрами-
том извлекаются флюорит, апатит, частично
слюды, топаз, кальцит, окислы железа и
остатки сульфидов. В хвостах основной
флотации содержатся в основном кварц,
полевой шпат и частично слюды.
В качестве депрессоров пустой породы ис-
пользуют жидкое стекло (в небольших коли-
353
чествах), кремнефтористый натрий, бихромат,
декстрин и др. [71].
Заметного улучшения качества концентрата
основной флотации можно добиться при пере-
чистке его в слабокислой среде, создаваемой
серной, щавелевой н в отдельных случаях
плавиковой кислотой. Так, при перечистке
концентрата в щавелевой среде при pH около
6 можно удалить из него кварц, полевой шпат,
частично слюды н хлорит. Апатит, флюорит,
топаз н кальцит концентрируются в этих ус-
ловиях в пенном продукте вместе с вольфра-
митом.
Существенного повышения содержания
трехокиси вольфрама достигают при введе-
нии пропарки концентрата основной флотации
с кремнефтористым натрием при 80—85 °C
н последующих его перечистках. При этом
в камерный продукт выделяют кварц, поле-
вой шпат и значительную часть флюорита.
При флотации вольфрамитовых минералов
изучена также действие ряда других соби-
рателей: аминов, алкилсульфатов и различ-
ных сульфированных продуктов (нефтепро-
дуктов, касторовых масел и др.), в том чксле
реагентов серии 800. Испытаны собиратель-
ные свойства ряда реагентов: купферона,
нитрозироваиного алкил -^-нафтола, реа-
гента ИМ-50, медиалаиа КА и аналогичных
ему продуктов, некоторых красителей и др.
[71 ].
В институте Механобр разработана тех-
нология обогащения вольфрамитовых руд
с применением реагента ИМ-50, который яв-
ляется селективным собирателем при флота-
ции вольфрамитовых продуктов [71]. При
использовании реагента ИМ-50 удается до-
статочно полно выделить в хвосты не только
кварц н полевой шпат, но и слюду, флюо-
рит, эпидот, ожелезненные силикаты и ча-
стично окислы железа. Условия проведения
основной флотации н перечистной с реагентом
ИМ-50 в значительной степени зависят от
вещественного состава исходного продукта
При наличии в руде значительного количества
флюорита и эпидота лучшие результаты полу-
чаются при проведении флотации в слабо-
кислой среде (при наличии в руде силикатной
породы оптимальное значение pH 8—9).
Заметное повышение качества чернового
концентрата в отдельных случаях может
быть получено при использовании кремне-
фтористого натрия и некоторых оксиэтилп-
рованиых соединений.
Черновые вольфрамитовые концентраты,
полученные с реагентом ИМ-50, доводят.пере-
флотацией в сильнокислой среде (pH < 1,5)
с добавками этого же собирателя. При флота-
ции гравитационных вольфрамитовых и гю-
бнеритовых шламов, содержащих 0,11—
0,43 % трехокиси вольфрама, были получены
концентраты с содержанием 30—50 % трех-
окиси вольфрама при извлечении 65—74 %.
Тантало-ниобиевые руды.
В тантало-ниобиевых рудах основными про-
мышленными минералами ниобия и тантала
являются минералы двух изоморфных ря-
дов — пирохлор-микролита и колумбит-тан-
талита. Минералы тантала и ниобия ветре-
354
чаются в нефелиновых сиенитах (лопарит),
массивах карбонатитов (пирохлор), в грани-
тах (колумбит, танталит), нефелино-сиени-
товых пегматитах (пирохлор, ильменорутил),
в зонах контакта нефелиновых сиенитов
с известняками, а также в россыпях.
В пирохлоровых рудах, кроме основного
полезного минерала, содержатся полевые
шпаты, нефелин, кварп, биотит, пироксен,
амфиболы, апатит, кальцит, анкерит, флюо-
рит, ильменит, магнетит, эгирин, сфен,
циркон, рутил, пирит, пирротин н др. В за-
висимости от генетического типа месторожде-
ний соотношение отдельных минералов резко
изменяется.
Ниобиевые (колумбитовые) концентраты
первого сорта должны содержать не менее
60 % ПЬ2ОЙ и второго — не менее 50 %;
пирохлоровые концентраты должны содер-
жать 30 % Nb2O6, лопаритовые — 8 %. Для
производства ферросплавов, используемых
в качестве легирующих присадок к сталям,
можно применять концентраты с содержанием
10 % Nb2O5 при этом фосфора должно быть
не более 0,05 % и двуокиси кремния не более
1,5%.
При использовании новых химико-метал-
лургических процессов (например, хлори-
рующего обжига) содержание Nb2O5 в кон-
центрате может быть снижено до 3—5 %.
Тантало-ниобиевые руды обогащаются в ос-
новном гравитационными методами. Для
тонковкрапленных руд разработан режим фло-
тационного обогащения.
Флотация пирохлора, циркона и магнетита
ведется алкилсульфатом в сернокислой среде
(pH 2) в присутствии хлористого натрия.
Коллективный пирохлор-цирконовый кон-
центрат несколько раз перечищают, а затем
циркон, магнетит и ильменит флотируют ал-
килсульфатом в кислой среде в присутствии
кремнефтористого натрия. Магнетит и иль-
менит могут быть удалены также магнитной
сепарацией.
Для такой руды может быть применена дру-
гая схема флотационного обогащения, по ко-
торой кальцит флотируется вместе с пиро-
хлором и цирконом в коллективный концен-
трат олеиновой кислотой в присутствии соды
и едкого натра. Пирохлор, циркон и другие
сфлотироваиные окнелы и силикаты депрес-
сируются значительным количеством жидкого
стекла. Затем камерный пирохлор-цирконо-
вый концентрат перерабатывается по выше-
указанной схеме, но без цирконовой флота-
ции.
Для руд, содержащих большое количество
сфена и эгрнна. предложена схема магнито-
флотационной доводки. Основная операция —-
прямая селективная флотация пирохлора из
пирохлор-сфенового продукта (немагнитной
фракции). Пирохлоровая флотация ведется
ал ки лс ул ьфатом.
Карбонатитовые пирохлоровые руды ха-
рактеризуются высоким содержанием каль-
цита. Для таких руд разработаны гравита-
ционно-флотационные или флотационные
схемы обогащения. Флотационная схема
включает флотацию слюды собирателем
АНП-14 в сильнощелочной среде (pH 11),
создаваемой щелочью, затем коллективную
-флотацию пирохлора и апатита собирателем
АНП-14 при pH 8—8,5 с перечисткой пенного
продукта и извлечение апатита из коллектив-
ного апатито-пирохлорового концентрата
олеиновой кислотой в щелочной среде.
Черновой пирохлоровый концентрат под-
вергают магнитной сепарации, солянокислот-
ной обработке и флотации пирохлора алкил-
сульфатом в кислой среде.
Рекомендуется также использовать селек-
тивнодействующие собиратели для ниобий-
содержащих минералов (8-ортооксихинолин,
купферон и реагент ИМ-50).
В институте Механобр разработана тех-
нология флотационного обогащения тонко-
вкрапленных пирохлоровых руд с примене-
нием комплексообразующих собирателей
[71]. В схеме предусмотрены следующие ос-
новные операции:
флотация сульфидных и карбонатных мине-
ралов жирными кислотами и бутиловым ксан-
тогенатом с применением в качестве депрес-
сора ниобий содержащих минералов и поле-
вого шпата — жидкого стекла;
основная флотация пирохлора и других
ниобийсодержащих минералов собирателем
ИМ-50 (расход около 1 кг/т) при pH 5,5—
6,5 (создается соляной кислотой); при этом
решающее значение имеет порядок загрузки
.кислоты и собирателя (собиратель необходимо
загружать до введения в пульпу кислоты);
перечистные операции чернового концен-
трата с получением продукта для химико-
металлургической переработки;
флотация слюд и темноцветных минералов
из хвостов пирохлоровой флотации с получе-
нием полевошпатового концентрата.
Основную флотацию лопаритовых руд
с применением ИМ-50 проводят при режиме,
аналогичном режиму флотации пирохлоро-
вых руд. Перед перечнстной флотацией чер-
новой концентрат обрабатывают серной или
соляной кислотой при pH около 2 с последую-
щей промывкой и сгущением. Перечистные
операции проводят с добавками ИМ-50,
гекса метафосфата и щавелевой кислоты при
pH около 7. В этих условиях эгирин, являю-
щийся основной примесью в черновом кон-
центрате, хорошо депрессируется, а лопарит
флотируется.
Титановые руды. В титановых ру-
дах основные титановые минералы — иль-
менит FeTiO3, рутил TiO^, ильменорутил
(Ti, Nb, Fe) Ofc; .перовскит CaTiO3 и титанит
(сфен) CaTiSiO5' Эти минералы встречаются
как в коренных, так и в россыпных место-
рождениях.
Технические условия на титановые кон-
центраты зависят от вида обрабатываемого
сырья.
Ильменитовые концентраты разных сортов
должны содержать от 38 до 45 % TiO2,
не более 2,5 % SiO2 й нс более 53,6 % Fe3O3.
Серы в концентратах должно быть не более
десятых, а фосфора — не более сотых долей
процента. Рутиловые концентраты должны
содержать не менее 94 % TiO3.
Флотация собственно титановых минералов
в промышленных условиях применяется в на-
стоящее время лишь в единичных случаях,
например: на Кусинской фабрике (СССР),
иа фабриках «Мак-Интайр» (США) и «Отан-
маки» (Финляндия).
Эти фабрики перерабатывают однотипные
титаномагнетитовые руды по аналогичным
схемам. Материал, дробленный до 25—30 мм,
поступает на сухую магнитную сепарацию.
Хвосты сепарации направляют в отвал, а маг-
нитную фракцию доизмельчают до 0,3—0,6 мм
и подвергают мокрой магнитной сепарации.
В результате выделяют магнетитовый или
магнетито-ванадиевый концентрат, содер-
жащий около 90—95 % магнетита, и хвосты,
из которых флотацией извлекают ильменит.
При наличии в руде сульфидов их удаляют
флотацией ксантогенатомj в слабокислой
среде.
На Кусинской фабрике на ильменитовую
флотацию поступает материал крупностью —
0,3 мм, собирателем служит талловое масло
(1,63 кг/т), которое загружается с керосином
в соотношении 1:1. Перед флотацией мате-
риал обрабатывается смесью NaF (для де-
прессии граната и апатита) и H2SO4 (для соз-
дания необходимой среды), по 125 г/т каждого
реагента. В перечистные операции добавляют
ту же смесь. В основной флотации pH среды
поддерживают в пределах 6—6,5. В перечи-
стных операциях pH снижают до 5—5,5.
При доработке титановых промпродуктов,
получаемых при перечистке чернового кон-
центрата, расход реагентов возрастает.
Вместо NaF можно применять хромпик
(до 200 г/т), который заметно интенсифици-
рует процесс разделения. По такой же схеме
из руды, содержащей 13 % ТЮ3, был полу-
чен титановый концентрат с содержанием
43—45 % ТЮ2'‘; 0,008 % Р; 0,07 % S и ме-
нее 3 % SiO2. Извлечение двуокиси титана
составляло 68—70 %.
Флотация ильменита на фабрике «Мак-
Интайр» (США) проводится примерно в тех же
условиях, с той лишь разницей, что в качестве
собирателя применяют олеиновую кислоту
(450 г/т) и легкое нафтеновое масло (450 г/т).
На этой фабрике флотируют материал круп-
ностью — 0,074 мм. Более крупные классы
обогащают на концентрационных столах.
Объединенный гравитационно-флотационный
концентрат содержит 44—45 % ТЮ3 при извле-
чении 59%. Содержание ТЮ2 в исходной
руде составляет 16—17%.
Схема флотации на фабрике «Отанмаки»
(Финляндия) аналогична схеме флотации
Кусинской фабрики.
Во всех случаях основная масса потерь
TiO2 приходится на хвосты ильменитовой
флотации. Важное условие получения фло-
тационных концентратов высокого качества —
тщательное предварительное обесшламли-
вание материала.
Титановые минералы флотируют жирно-
кислотными собирателями, часто вместе с ал-
килсульфатами. При флотации ильменита
и рутила полезна их предварительная обра-
ботка серной кислотой. Для депрессии сили-
12*
355
катов применяют жидкое стекло или крахмал.
Ильменит и рутил лучше всего флотируются
при pH 6—8. При pH 10,5 и более флотация
их прекращается. Для создания необходимого
pH используют едкий натр или соду.
Если обработка серной кислотой активи-
рует рутил, соляная кислота, наоборот, де-
прессирует его. Аналогичный режим может
быть применен и для циркона.
Для повышения селективности процесса
при флотации рутила используют сочетание
жирных кислот с аминами. Рутил, ильменит
и циркон, имея близкие флотационные свой-
ства, при флотации жирными кислотами пере-
ходят обычно в коллективный концентрат,
который затем подвергают магнитной сепа-
рации для выделения ильменита. Немагнит-
ную фракцию обрабатывают кремнефто-
ристым натрием для депрессии циркона. Ру-
тил при этом флотируют эмульгированной
олеиновой кислотой или талловым маслом
в слабокислой среде. Циркон отделяют от
кварца катионным собирателем.
Возможен также другой способ отделения
рутила от циркона. РутиЛ и ильменит де-
прессируются жидким стеклом в содовой
среде, а циркон флотируется жирными кис-
лотами или их мылами. Рутил флотируют из
хвостов цирконовой флотации в нейтральной
среде.
Рутил, ильменит и циркон успешно фло-
тируют олеиновой кислотой после обработки
(или аэрации) пульпы кислородом. Обработка
пульпы азотом, наоборот, резко депрессирует
эти минералы, но не влияет на флотацию
циркона, что способствует отделению тита-
новых минералов от циркона.
Перовскит обычно флотируют олеиновой
или другими жирными кислотами после обра-
ботки его серной кислотой с последующими
отмывками. Сода и жидкое стекло резко де-
прессируют этот минерал, а хромат и бихро-
мат натрия активируют его.
При наличии в руде кальцита расход сер-
ной кислоты резко возрастает. В связи с этим
в начале процесса до перовскитовой флотации
обычно флотируют кальцит.
Лучшие результаты удается получить при
флотации перовскита (после проведения каль-
цитовой флотации) гидроксамовыми кисло-
тами [71 ].
На опытной Ловчорритовой фабрике п/о
«Апатит» в течение нескольких лет обога-
щали сфеновые руды. Сфен-апатитовые руды
Юкспорского и Кукисвумчоррского место-
рождений, измельченные до 1—0 мм, направ-
ляли на мокрую магнитную сепарацию (на
сепараторе Ульриха) для удаления титано-
магнетита и части эгирина. Немагнитную
фракцию после ее доизмельчения и обесшла-
мливания подвергали апатитовой флотации.
Собирателем служит мылонафт (100—150 г/т)
в присутствии 200—300 г/т жидкого стекла.
Из хвостов апатитовой флотации флотировали
сфен олеиновой кислотой (500 г/т), растворен-
ной в керосине. Сфеновый концентрат после
двух перечистных флотаций, фильтрования и
сушки поступал на магнитную сепарацию для
удаления оставшегося эгирина. Окончатель-
356
ный концентрат содержал 32% ТЮа при извле-
чении до 75 % (в исходной руде содержалось
10—12 % TiO3).
Циркониевые руды. Из минералов,
циркония промышленное значение в цирко-
ниевых рудах имеют циркон ZrSiO4 й бадде-
леит ZrO2, Циркон встречается главным об-
разом среди миаскитовых и сиенитовых
пегматитов вместе с биотитом, нефелином,
альбитом, апатитом, пирохлором, самарски-
том и др.
Содержание минералов циркония в кон-
центратах должно быть не менее 75—80 %.
Вредные примеси — кварц, окись алюминия
п окислы железа и титана.
Применяют схемы прямой и обратной фло-
тации. Циркон флотируют жирнокислотными’
собирателями предельного и непредельного-
рядов, их смесями и фосфотеном в содовой
среде. Мыла предельного ряда более селек-
тивны. Достаточно высокое извлечение цир-
кона фосфотеном (400 г/т), олеиновой кислотой
или олеатом натрия (400—500 г/т) дости-
гается при pH 4,5—9.
Депрессоры циркона — жидкое стекло,.
сернистый натрий и медный купорос (250—
700 г/т и выше). При флотации циркона фос-
фотеном медный купорос в малых количест-
вах активирует , а в больших (более 250 г/т) —
депрессирует циркон.
Смесь циркона, рутила и монацита обраба-
тывают солянокислым раствором, затем раз-
бавленным мыльным раствором или эмуль-
сией жирной кислоты и окончательно водой,
после чего флотируют циркон [18]. Если
смесь предварительно обрабатывают 1—10 %-
ной соляной кислотой, в концентрат извле-
кается циркон и монацит, а рутил остается
в хвостах; при обработке смеси 10—20 %-ным
раствором соляной кислоты флотируется толь-
ко циркон. Если смесь циркона и монацита1
повторно обработать более сильным раство-
ром кислоты и подвергнуть флотации вновь,
в пену извлекается циркон, а монацит оста-
ется в хвостах. Процесс сводится ктому, чтобы
обеспечить селективную адсорбцию собира-
теля вначале на цирконе, а затем на монаците
и рутиле.
Проведены исследования флотации цир-
кона, ильменита и рутила из россыпей после
дезинтеграции и обесшламливания. Расход
соды составлял 1,5 кг/т, окисленного петро-
латума — 2 кг/т. Концентраты основной и
контрольной флотации подвергали перечист-
ной флотации. В результате был выделен кол-
лективный цирконо-ильменито-рутиловый
концентрат.
Наибольшую сложность представляет раз-
деление циркона и рутила. Разработаны сле-
дующие флотационные методы разделения
этих минералов:
депрессия рутила в присутствии соды
(1,25 кг/т) жидким стеклом (0,5 кг/т) или
продувкой азота и флотация циркона в ще-
лочной среде жирно кислотным собирателем
(до 5 кг/т); при этом из хвостов цирконовой
флотации извлекают рутил после добавки
серной кислоты (до нейтральной среды) и
мылонафта;
депрессия циркона кремнефтористым на-
трием (2—3 кг/т) и флотация рутила и иль-
менита в слабокислой среде при pH 5,5—6
талловым маслом или олеиновой кислотой
(0,5—1 кг/т) пли при pH 2 катионным соби-
рателем.
Циркон в промышленных условиях фло-
тируют по следующей схеме. Гравитационный
концентрат, содержащий циркон, рутил и
ильменит, обрабатывают мыльным раствором
(0,2—1 кг/т), затем промывают кислотой
(10—15 кг/т) и флотацией извлекают циркон
при pH 2. В некоторых случаях вначале кон-
центрат промывают кислотой, а затем флоти-
руют в растворе мыла при pH 11,4—
11,5.
Редкоземельные руды. К ред-
коземельным относятся элементы периоди-
ческой системы Менделеева с № 57 до 71,
а также иттрий и скандий.
Редкоземельные элементы всегда встреча-
ются совместно, исключая прометий и скан-
дий. Собственно скандиевый минерал — торт-
вейтит. Скандий присутствует в незначитель-
ных количествах в вольфрамите и кассите-
рите.
Для редкоземельных элементов установлен
собирательный символ TR, а для нх окислов
TR2O3. Редкоземельные элементы — есте-
ственно радиоактивные.
Как правило, редкоземельные элементы
выделяют из руд ионообменным, гидро-
или пирометаллургическим способами. Фло-
тационное обогащение редких земель часто
применяют в сочетании с другими методами.
В качестве собирателя при флотации исполь-
зуют жирные кислоты (около 1 кг/т при pH 8—
9), модификаторами (в зависимости от состава
пустой породы) служат жидкое стекло, сода,
кремнефтористый натрий и др.
На фабрике «Маунтин Пасс» (США) при-
меняют комбинированный метод получения
редкоземельного концентрата: флотацию, вы-
щелачивание и обжиг.
Измельченная руда поступает на флотацию
эмульсолом-300 (частично окисленная олеи-
новая кислота). Для подавления карбона-
тов и пустой породы используют оризон А
(лигносульфонат аммония) и жидкое стекло,
концентрат подвергают пяти перечистным
операциям.
Полезным минералом является бастенезит.
Исходная руда содержит 7—10 % S TR3O3,
флотационный концентрат 60 % £ TR2O3.
Для руды одного из месторождений, в ко-
торой редкие земли представлены иттрохин-
синхизитом, ксенотимом, монацитом, а пу-
стая порода — кварцем, хлоритом, кальци-
том, серицитом, разработана технология фло-
тации с применением реагента ИМ-50 для
флотации редкоземельных минералов в со-
довой среде в присутствии жидкого стекла.
Черновой концентрат пропаривают при темпе-
ратуре 85—90 °C с содой и ОП-Ю и подвер-
гают двум перечистным операциям.
Урановые руды. Природный уран
состоит из трех изотопов a88U, 23 5U и 234U и
так же, как и плутоний 23ePu, является
важнейшим видом ядерного горючего. Из-
вестно более 100 минералов урана, однако
основное промышленное значение в урано-
вых рудах имеют окислы урана — группа
уранинита (п LJO3 и UO3), группа урановых
слюдок (карнотит Kfc (UO3)2 [V^Oe]-ЗН2О и
др.), а также браннерит (U, Са, Fe, У,.
ThkTisOie и коффинит U ISiO^J^n (ОН)4П.
Флотацией извлекают урановые минералы^
в пенный продукт и выделяют из них суль-
фиды или минералы пустой породы. При-
меняют флотацию также в сочетании с дру-
гими процессами (гравитационными, циани-
рованием, амальгамацией, выщелачиванием,
обжигом).
Для флотации урановых минералов соби-
рателями служат жирные кислоты и их
мыла, а также смесь жирных кислот с ами-
нами или сочетание их со смесью продуктов
взаимодействия фенолов с окисью этилена
(например, ОП-4).
В качестве депрессоров пустой породы
применяют кремнефтористый натрий и жидкое
стекло.
Флотация урановых минералов удовле-
творительно протекает в слабокислой (pH 5—
5,7) или слабощелочной (pH 7—7,5) среде.
Карнотитовые руды после измельчения'
обесшламливают. Пески обогащают мыльной-
флотацией, при которой концентратом яв-
ляется камерный продукт, направляемый-
затем вместе со шламами на выщелачивание
для извлечения урана. Из карнотитовой
руды мыльной флотацией в ряде случаев
получают карбонатный концентрат и сили-
катный камерный продукт, которые для-
извлечения урана раздельно выщелачивают
содой и серной кислотой соответственно.
Ториевые руды. Основной про-
мышленный источник получения тория из
ториевых руд— редкоземельный фосфат (мо-
нацит). Монацитовые руды обогащают гра-
витационным методом. Для доводки грави-
тационного концентрата наряду с электро-
магнитной и электрической сепарацией при-
меняют флотацию с сульфированными расти-
тельными маслами в кислой среде и длинно-
цепочечными аминами с крахмалом — в ще-
лочной среде [18].
Разработан режим флотации монацита при,
отделении его от циркона, ильменита и гра-
ната из песков месторождения Айдахо (США)
с применением в качестве депрессора серной,
и фосфорной кислот, а также едкого натра.
Собиратель — эмульсия олеиновой кислоты.
В промышленных условиях циркон и
гранат отделяют от монацита обратной фло-
тацией в солянокислой среде в присутствии
фтористого натрия. Гранат, ильменит и.
циркон флотируют собирателем СД (водный
раствор ацетатов аминов С8—Ci8) в присут-
ствии нитрата железа. В рудах месторожде-
ния Клаймакс (США), наряду с молибде-
нитом, вольфрамитом, гюбнеритом, касси-
теритом, пиритом и халькопиритом, присут-
ствует монацит. После флотационного уда-
ления из хвостов основной молибденовой
флотации пирита и обогащения их на винто-
вых сепараторах концентрат гравитации по-
ступает на монацитовую флотацию. Монацит
357
флотируют в кислой среде аминами; вольфра-
мит депрессируют крахмалом.
Флотацию применяют при обогащении
коренных монацитовых руд месторождения
Стинкэмпскрааль (ЮАР). Монацит флоти-
руют из хвостов медной флотации. Собира-
телем служит олеиновая кислота (1,8 кг/т),
депрессорами пустой породы — жидкое стек-
ло (1,4 кг/т) и кальцинированная сода
(150 кг/т); pH 8,5. Монацитовый концентрат
дважды подвергают перечистной флотации
с жидким стеклом (900 г/т). Окончательный
монацитовый концентрат содержит 50 %
TR<]O3 -|- ThO2.
Оловянные руды. Из большого
числа минералов олова промышленное зна-
чение имеют касситерит SnO3 и частично
станин Cu2FeSnS4.
При переработке сложных руд бедные
флотационные концентраты содержат 10—
20 % олова, промпродукты 3—10 % олова.
Такие продукты подвергают хлорированию
или фьюмингованию.
Оловянные руды обогащают в основном
гравитационными методами. Флотируют, как
правило, только тонкие фракции руды, так
как гравитационное обогащение их мало-
эффективно. Основная трудность заклю-
чается в разработке флотационных режимов
отделения касситерита от разнообразных
сопутствующих минералов (турмалина, хло-
рита, гидроокислов железа н др.).
Касситерит флотируют жирнокислотными
собирателями в слабокислой среде, катион-
ными собирателями, а также алкилсульфа-
тами — в сильнокислой среде. Расход олеи-
новой кислоты 100—500 г/т, серной кислоты
до 2—3 кг/т [18].
В промышленных условиях удовлетвори-
тельные результаты флотации касситерита
карбоксильным собирателем получены па
относительно простых кварц-касситеритовых
рудах с низким содержанием турмалина и
гидроокислов железа. Так, на одной из
фабрик СССР внедрена флотация шламов
гравитационного обогащения руды указан-
ного состава крупностью —0,074 ф-0,02 мм
с содержанием 0,2—0,3 % олова. Технологи-
ческая схема включает флотацию сульфидов
(pH 6—6,5; расход бутилового ксантогената
до 600 г/т; Т-66 до 100 г/т), оДну перечистную
флотацию концентрата, основную и кон-
трольную касситеритовую флотацию (pH 5—
5,4, расход эмульсии таллового масла с ке-
росином 1 : 1 до 2,8 кг/т) и пять перечистных
операций флотации концентрата в кислой
среде (pH 4,2—4,8). По этой схеме получают
концентрат с содержанием 10—12 % олова
при извлечении 60—70 % от операции.
Для обогащения шламов гравитации в ин-
ституте Механобр разработана следующая
технология:
удаление тонких шламов и сгущение;
флотация сульфидов;
основная флотация касситерита с олеино-
вой кислотой (0,5—1 кг/т) или талловым
маслом; хорошие результаты получены при
добавках ОП-4 (10—20 г/т) в щавелевокислой
среде (0,7—1 кг/т) или в среде кремнефтори-
358
стого натрия (0,8—1 кг'т), при этом получают
черновые оловянные концентраты с высоким
извлечением касситерита;
селективная флотация касситерита из чер-
новых концентратов комплексообразующим
собирателем ИМ-50 (300—350 г/т) в щавелево-
кислой среде (около 400 г/т) при pH 2—3.
Эта технология позволяет получить из шла-
мов, содержащих 0,1 % олова, концентрат
с содержанием 6 % олова при извлечении 55 %
от исходных шламов [71].
Для руд с более высоким содержанием
турмалина при значительном их ожелезпении
рекомендуется после сульфидной флотации
необесшламленной пульпы произвести кис-
лотную обработку (2—3 кг/т серной кислоты)
и отмывку (с которой в данном случае совме-
щается и дешламация) и применять реагент
ИМ-50 уже иа стадии получения черновых
концентратов. Основную флотацию и пере-
чистную проводят в щавелевокислой среде
при pH 4,5—5,5. Общий расход реагентов
в касситеритовой флотации составил; сер-
ной кислоты 2,5 кг/т, щавелевой кислоты
250 г/т, ИМ-50 220 г/т. При содержании олова
в исходных шламах 0,3—0,35 % был получен
концентрат, содержащий 9—10 % олова при
извлечении около 50 % (в операции касси-
теритовой) флотации.
С целью уменьшения ценообразования,
вызываемого образующимися в кислой среде
гидроксаматами железа, рекомендуется при-
менять эмульсии реагента ИМ-50 в углево-
дородах, высшие спирты [71 ], либо отмывку
ионов железа после кислотной обр аботки
пульпы.
На тех же исходных шламах близкие ре-
зультаты были получены при использовании
в качестве собирателя касситерита алкил-
фосфорной кислоты. В данном случае общий
расход реагентов в касситеритовой флотации
составил: жидкого стекла 2 кг/т, серной
кислоты 1,5 кг/т, реагента ДАф (ди-2-этил-
гексилфосфорная кислота) 1 кг/т, изооктило-
вого спирта (регулятор пены) 1 кг/т.
Для флотации касситерита предложены
также собиратели аспарал-Ф (производная
аспарагиновой кислоты) и флотол-7,9 (смесь
1 -окси-алкилиден-1,1 -дифосфоновых кислот).
С применением аспарала-Ф флотируют шламы
простого состава. Флотацию с использова-
нием флотола-7,9 осуществляют после тща-
тельного удаления частиц тоньше 10—15 мкм
при подогреве пульпы до 30 °C и pH 5,5
с применением модификатора кремнефтори-
стого или фтористого натрия.
В качестве собирателей касситерита ис-
пользуют производные сульфоянтарной
(аэрозоль-22, алкопол R-540, ИМПС-Х-56),
арсеповой (SM119 и РТАА) и фосфоновой
кислот.
При флотации касситерита собирателями
РТАА и SM119 pH пульпы 4,5—5,5. При
использовании собирателя РТАА сопут-
ствующие касситериту минералы депресси-
руются жидким стеклом и фтористым на-
трием.
Касситерит флотируется сульфосукцина-
матами при pH пульпы 2,3—3; для депрессии
железосодержащих минералов применяют
крем нефтористый натрий.
Эффективным собирателем касситерита яв-
ляется стирол фосфоновая кислота. При фло-
тации касситерита этим собирателем pH
пульпы равен 5,5—6, в качестве модификатора
используется кремнефтористый натрий.
Хорошие результаты получены в Боливии
при флотации шламов и хвостов гравита-
ционного обогащения с применением реа-
гента Аэрозоль-22 — тетранатриевой соли
М-"-октадецил (1,2-ди карбоксиэтил) сульфо-
сукцинамата. Касситерит флотируется в кис-
лой среде (pH—-2,5—3) при подаче аэрозоля
от 20 до 800 г/т. Черновой концентрат про-
мывают, сгущают и перечищают флотацией
в кислой среде при pH 1,5—2. Применение
лимонной кислоты с кремнефтористым на-
трием повышает качество концентрата в ре-
зультате лучшей депрессии турмалина и
гематита. При флотации исходных шламов
крупностью —100-|-10 мкм с содержанием
0,3—0,35 % олова получают концентрат с
содержанием 15—20 % олова при извлече-
нии 50—60 % исходного питания флотацки.
Сурьмяные руды. Для извле-
чения сурьмы из сурьмяных руд используют
главным образом сульфидные антимоиитовые
руды. Другие сульфиды сурьмы —- более
сложного состава (джемсонит, буланжерит,
пираргирит, тетраэдрит, бурнонит и др.) —
практического значения не имеют.
Сурьмяные концентраты должны содержать
не менее 30 % сурьмы и не более 0,25 %
мышьяка.
Антимонит флотируют ксантогената ми
после активации его медным купоросом
(до 0,75 кг/т) или другими солями тяжелых
металлов (например, солями свинца). Акти-
вация медным купоросом лучше проходит
в кислой или нейтральной среде (pH 4—7,5).
В щелочной среде медный купорос депрес-
сирует антимонит, на этом основано разде-
ление арсенопирита и антимонита [52].
При загрузках свинцовых солей активируется
и флотируется вначале антимонит, а депрес-
сируется арсенопирит. Эффективная депрес-
сия антимонита цианидом наблюдается лишь
при pH около 8.
Без активации антимонит флотируется
аполярными собирателями типа углеводо-
родных нейтральных масел, например, неф-
тью, мазутом, сланцевой смолой и продук-
тами перегонки торфа. Расход их 0,4—
1,4 кг/т.
Ртутные руды. В ртутных рудах
главнейший минерал — сульфид ртути (ки-
новарь). Иногда киновари сопутствуют анти-
монит, арсенопирит, пирит и др. Вмеща-
ющие породы представлены кварцем, неболь-
шим количеством мусковита, карбоната и
углистого вещества.
Киноварь — легко флотирующийся суль-
фид. Собирателями служат ксантогенаты или
аэрофлоты.
Иногда в рудах встречается самородная
ртуть, которая флотируется труднее. Известь
и цианид, подавляя пирит, не снижают
извлечения киновари. Для пептизации ли-
монитовых шламов, которые отрицательно
влияют на флотацию киновари, можно при-
менять жидкое стекло (до 0,75 кг/т) нли орга-
нические вещества типа лигнинсульфонатов
(около 50 г/т), так как иногда киноварь де-
дрессируется жидким стеклом. Лучше всего
киноварь флотировать при pH 6—7,5 обычно
без активаторов. Когда активация необхо-
дима, применяют соли свинца или меди
(100—250 г/т) [52].
Баритовые руды* В баритовых
рудах барит BaSO4 — главный барийсодер-
жащнй минерал. Часто барит присутствует
в сульфидных полиметаллических рудах,
из которых его выделяют после флотации-
сульфидов.
Баритовые концентраты применяют преиму-
щественно в лако-красочной промышленно-
сти в качестве наполнителя и при бурении
нефтяных скважин в качестве утяжелителя.
Баритовые концентраты должны содержать,
не менее 80 % барита.
Барит относится к числу сравнительно-
хорошо флотируемых минералов. Собирате-
лями для барита являются олеиновая кислота,
талловое масло в смеси с керосином, сульфат-
ное масло, ал кил сульфаты, нафтеновые кис-
лоты. Расход собирателей 0,5—1,5 кг/т.
Для отделения барита от кварца и кальцита-
при незначительном содержании последнего-
депрессором служит жидкое стекло. В зави-
симости от крупности измельчения расход
его колеблется (при измельчении 50 % клас-
са — 0,074 мм — 1—1,5 кг/т, при более
тонком измельчении 1—4 кг/т и вьцпе). Иногда,
флотацию ведут с активаторами: едким
натром или кальцинированной содой (0,5—
1,5 кг/т). Для отделения барита от карбонатов,
может быть применен способ Петрова.
Селективная флотация барита из руд с по-
вышенным содержанием кальцита успешно*
осуществляется с алкилсульфатом натрия
(100—150 г/т). Депрессор пустой породы —
жидкое стекло (0,8—1,5 кг/т, порция по
100—200 г/т). Преимущество этого метода —
возможность флотации в жесткой воде без
обесшламливания при невысоких расходах
собирателя.
При отделении барита от окисленных
железных минералов флотацию следует про-
водить в содовой среде (pH 11) карбоксиль-
ным собирателем в присутствии метасиликата!
натрия (0,5—1 кг/т).
Если в руде присутствует в значительном
количестве кальцит, промпродукты флота-
ции целесообразно обрабатывать в отдельном
цикле.
Разделение барита и витерита флотацией
весьма затруднительно. Для разделения кол-
лективный барито-витеритовый концентрат
обжигают с целью декрипитации витерита и
последующего удаления окиси бария класси-
фикацией.
Бокситовые руды состоят из сме-
сей минералов: гиббсита А1аО3-ЗНаО, диа-
спора и бемита А12О5- Н2О. Они обычно-
загрязнены каолинитом, кварцем, желез-
ными (гематитом, лимонитом, сидеритом) и
титановыми (ильменитом н рутилом) мине-
359
ралами. Требования, предъявляемые к кон-
центратам, полученным из бокситовых руд,
весьма различны и зависят от последующего
использования этих продуктов. Так, бокситы
или бокситовые концентраты, предназначен-
ные для производства электрокорупда, долж-
ны содержать 49—52 % А^Оз (отношение
Al2O3:SiOa колеблется в пределах 6—15).
Для производства же глинозема и глино-
земистого цемента в некоторых случаях до-
статочно содержание в концентрате 28—
30 % А12О3 при отношении А12О3 : SiO2' =
= 4 : 5,6.
Бокситовые концентраты можно приме-
нять также и для других целей, при этом
требования к качеству их соответственно
будут изменяться, например, в зависимости
•от содержания СаО, СО2 и др. Верхний
предел содержания серы в концентрате в за-
висимости от сорта концентратов колеблется
•от 0,3 до 1 %.
Большей частью бокситовые руды содержат
загрязняющие примеси в тонком прораста-
нии с полезными минералами. Такие руды
пока не поддаются обогащению. Относи-
тельно хорошие результаты получены только
при обогащении руд с кристаллическими
тидроокислами, достаточно четко локализо-
ванными в породе (например, на диаспоро-
вых рудах).
Наиболее эффективный собиратель при
'флотации бокситов — олеиновая кислота
(400—600 г/т). В некоторых случаях при-
меняют смесь олеиновой кислоты с керосином
или машинным маслом (керосин добавляют
.для снижения ценообразования), а также
смесь Т-Т с олеиновой кислотой и сосновым
маслом [71].
В качестве модификаторов флотации ис-
пользуют соду, едкий натр, сернистый на-
трий и крахмал. Для связывания ионов
кальция, магния, железа и алюминия испы-
тывались также гексаметафосфаты и пиро-
фосфаты.
Алюминиевые минералы лучше отделяются
от пустой породы при pH 8,7—10. Повышен-
ная щелочность пульпы требуется при вы-
соком содержании каолинита в руде. Под-
держание необходимой щелочности пульпы
препятствует образованию флокул тонко-
дисперсных частиц боксита и глины.
При флотационном обогащении арканзас-
ских бокситов предварительно электромагнит-
ной сепарацией или концентрацией на столах
выделяют железо и титансодержащие ми-
нералы (для того, чтобы при флотации эти
.минералы не извлекалнсь в концентрат
вместе с гидроокислами алюминия).
А л у н и т— основной водный сульфат
•алюминия н калия КА13 [SO4]2 (ОН)в; часто
калий в той или иной степени замещен на-
трием. Алуниты Загликского месторождения,
не подвергая обогащению, перерабатывают
на глинозем, удобрительные туки и серную
кислоту. Алуниты других месторождений
без предварительного обогащения пока не
используются.
При исследованиях флотации алунита из
руд применяли олеат натрия. Модификато-
360
рами флотации служили сода или едкий
натр. Наилучшее разделение наблюдалось
при pH около 10 [71].
К минералам андалузитовой группы отно-
сятся андалузит, кианит и силлиманит,
являющиеся полиморфными разностями,
имеющими химическую формулу Al2O^-SiO2.
Эту группу минералов применяют для произ-
водства силумина и высококачественных
огнеупорных и кислотоупорных изделий,
а также специальных изоляторов, трубок
для пирометров и т. д. Для электротермиче-
ского производства силумина временные кон-
диции на концентрат, полученный при фло-
тации силикатов алюминия (группа анда-
лузита), следующие: 56 % А1аОэ; не более
1,4 % TiO2 -J- Ре2Оз. Для производства огне-
упоров содержание СаО + MgO+ ТЮ2 4-
щелочи должно составлять не более 2,5%,
а A12Os — не менее 55 %.
В андалузитовых рудах вкрапленность
глиноземсодержащих минералов обычно до-
вольно крупная, что делает их более легко-
обогатимыми по сравнению с другими рудами
глинозема.
Кианит, андалузит и силлиманит незначи-
тельно растворяются в воде и поэтому не
происходит заметного связывания олеат-ио-
нов в жидкой фазе пульпы.
Кварц и другие минералы пустой породы
в этих рудах обычно активируются также не
за счет ионов алюминия, как, например,
в алунитовых рудах, а благодаря присут-
ствию в пульпе солей железа или меди, как,
например, в коунрадских андалузитовых
рудах.
При наличии в руде легкоизмельчаемых
минералов пустой породы или шламов,
обладающих повышенной флотационной ак-
тивностью, рационально дешламировать руды
перед флотацией.
Исследования флотационного обогащения
андалузитовых руд Акташского и Доунрад-
ского месторождений в лабораторных усло-
виях проводились в ВИМСе [71].
Хорошие результаты обогащения получены
лишь при измельчении руды в галечной мель-
нице. При измельчении металлическими ша-
рами (вследствие высокой абразивности анда-
лузитовых руд) наблюдалось повышение со-
держания ионов железа в пульпе и сильная
активация ими минералов пустой породы,
а также увеличение содержания железа
в концентрате. В промышленных условиях
эти руды целесообразно измельчать в галеч-
ной мельнице с силлиманитовой футеровкой.
Для отделения андалузита от кварца,
слюды, железных, титановых и некоторых
других минералов применяли соду и крахмал.
В качестве пептизатора вводили сульфитный
щелок, активной частью которого является
лигнисульфоновая кислота. Собирателем слу-
жила олеиновая кислота.
В результате исследований разработан
следующий реагентный режим флотации.
Для коунрадских руд: загрузка соды и из-
мельчение 4 кг/т, в основную флотацию 4—
7 кг/т; крахмала 100—200 г/т; сульфитного
щелока 100—200 г/т; олеиновой кислоты
300 г/т. Для акташских руд загрузка соды
в операцию измельчения 1—2 кг/т, в основ-
ную флотацию 4—5 кг/т: крахмала 80 г/т;
сульфитного щелока 80 г/т; олеиновой кис-
лоты 0,6—1,3 кг/т. В операцию перечистной
флотации подавались крахмал и сульфит-
ный щелок.
В кианитовых рудах кианит
Al2O8-SiOa обычно встречается в виде круп-
ных выделений, загрязненных иногда вы-
сокодисперсными включениями примесей,
В качестве собирателей при флотации руд
применяют олеиновую кислоту и олеат
натрия (0,5—I кг/т). Модификаторами фло-
тации служат сода или едкий натр, в неко-
торых случаях вводится также жидкое стекло.
Расход едкого натра 0,2—0,3 кг/т, соды
0,5—1 кг/т, жидкого стекла 0,25 кг/т.
Модификаторы вводят в операцию измель-
чения или основную флотацию; в ряде слу-
чаев их добавляют в перечистные [71].
Биотит и гранат депрессируются серной
кислотой, подаваемой в операцию пере-
чистки . Для отделения кианита от кварца
и полевого шпата в основную флотацию и
перечистные вводят серную кислоту (по
60 г/т). При этом pH основной флотации
составляло 7,45, а при перечистных — 6,6 и
5,25.
При крупной вкрапленности кианита луч-
шая селекция наблюдается при грубом
измельчении материала.
Обссшламливание улучшает показатели
обогащения, особенно если пустая порода
флотоактивна, например, из-за присутствия
в ней углистого вещества. Присутствие рас-
творимых солей ухудшает селекцию, в этом
случае полезна промывка руды.
Схема флотации кианитов включает основ-
ную и контрольную флотацию и три-четыре
перечистных концентрата. Промпродукты
перечисток направляют в основную флота-
цию или обрабатывают в отдельном цикле.
Шламы, полученные при обесшламливании
руды, сгущают и флотируют с получением
кианитового концентрата второго сорта.
Если в руде содержатся сульфиды, их
предварительно удаляют флотацией. При
флотациируд,содержащих 20—35 % А12Оз,по-
лучают концентраты, в которых содержится
55—57 % А12О3 при извлечении 80—90 %.
Обогащение силлиманитовых руд при
крупной вкрапленности силлиманита пред-
варительно проводят на концентрационных
столах для выделения пустой породы, пред-
ставленной слюдами и продуктами выветри-
вания. Собирателем при флотации силли-
манитов обычно служит олеиновая кислота
(0,2—0,6 кг/т). В качестве модификаторов
могут быть использованы пирофосфорнокис-
лый натрий, сода, жидкое стекло н едкий
натр, расход которых составляет до несколь-
ких килограммов на 1 т руды. Обесшламли-
вание руды перед флотацией улучшает пока-
затели обогащения. Схема обогащения обычно
включает основную, одну-две контрольные
флотации и несколько перечистных чернового
концентрата. Железные и титаисодержащие
минералы предварительно удаляют [71].
Берилловые руды при крупной
и средней вкрапленности кристаллического
берилла обогащают рудоразборкой с выде-
лением концентратов первого сорта, содер-
жащих 10 % ВеО, и концентратов второго
сорта, содержащих 8 % ВеО. Мелко- и
тонковкрапленные берилловые руды обога-
щают флотацией.
Встречающиеся в берилловых рудах ми-
нералы пустой породы — актинолит, тремо-
лит, турмалин, топаз, кварц и полевой
шпат — весьма близки по флотационным
свойствам к бериллу [18]. При наличии
сульфидов последние предварительно фло-
тируют ксантогенатом. Содержащаяся в ру-
дах слюда флотируется катионным собира-
телем (после флотации сульфидов) в серно-
кислой (pH около 3) или щелочной (pH > 10)-
среде. При высоком содержании флюорита
его выделяют после сульфидной флотации
анионным собирателем (небольшими загруз-
ками) с добавками жидкого стекла.
Флотация проводится по двум схемам:
кислотной и щелочной. При флотации берилла,
применяют катионные и анионные собира-
тели.
По кислотной схеме проводится
сульфидная и слюдяная флотация, затем
пульпа обрабатывается смесью плавиковой
и серной кислот и проводится коллективная
бериллово-полевошпатовая флотация ка-
тионным собирателем с выделением кварца
с хвостами. После удаления из концентрата
остатка реагентов трехкратным разбавле-
нием и сгущением с добавкой соды во вторую
промывку (при которой шламы также выде-
ляются) проводят основную берилловую фло-
тацию жирнокислотным собирателем, при
этом полевой шпат переходит в хвосты.
По другому варианту схемы [71 ] коллектив-
ный бериллово-полевошпатовый концентрат
перемешивают с гипохлоритом кальция (0,2—
0,9 кг/т) при высоком содержании твердого
в пульпе. После отмывки реагентов проводят
флотацию берилла в сернокислой среде (рас-
ход кислоты до 1,8 кг/т) нефтяным сульфо-
натом молекулярной массы 350—430.
По кислотной селективной схеме хвосты
слюдяной флотации сгущают и обрабаты-
вают плавиковой кислотой. Остатки кислоты
и катионного собирателя отмывают, после
чего проводят основную берилловую флота-
цию жирнокислотным собирателем в щелоч-
ной среде с выделением в хвосты кварца и
полевого шпата. Черновой берилловый кон-
центрат перечищают без реагентов или с ка-
тионным собирателем (иногда с добавками
плавиковой кислоты). При необходимости
производят доводку концентратов после
пропарки с содой (—0,5 кг/т), жидким стек-
лом или сернистым натрием (0,1—0,2 кг/т)
при 85 °C.
Селективная схема флотации может быть
применена при относительно высоком содер-
жании в руде сильно разрушенного полевого
шпата. В остальных случаях руды обога-
щают по коллективной схеме флотации, по-
зволяющей раздельно получать полевошпа-
товые и кварцевые концентраты.
361.
По щелочной схеме обогаще-
ния руды обрабатываются модификаторами
или в процессе измельчения, или перед
основной берилловой флотацией,
В последнем случае измельченную и обес-
шламлениую руду обрабатывают едким на-
тром (2,5 кг/т), затем щелочь отмывают до
pH 8—8,5, после чего проводят берилловую
флотацию жирными кислотами кокосового
масла (0,4 кг/т). Черновые концентраты
перечищают без реагентов. По этому спо-
собу из руды, содержащей 1,3% ВеО, был
получен концентрат (12,2 % ВеО) при извле-
чении 74,7 %.
Для отделения берилла от минералов пу-
стой породы руду обрабатывают едким на-
тром (600-900 г/т) при Т : X = 1 : 1. После
отмывки избытка щелочи проводят флотацию
жирнокислотным собирателем. Полученный
черновой концентрат перечищают, затем под-
вергают двукратной пропарке с содой или
с содой и сернистым натрием и далее флоти-
руют для очистки от полевого шпата, кварца,
биотита и других минералов пустой по-
роды.
Литиевые руды. При флотации
сподуменовых руд могут быть получены спо-
думеновые LIAI [Sl2Oe] концентраты пер-
вого или второго сорта. Концентраты пер-
вого сорта должны содержать не менее 4 %,
а концентраты второго сорта — не менее 3 %
окиси лития. Эти концентраты используют
для получения металлического лития, солей
лития и для других целей.
Крупнокристаллические сподуменовые ру-
ды обогащают в тяжелых суспензиях. Для
тонковкрапленных руд и мелких классов,
выделяемых из руды при обогащении в сус-
пензиях, применяют флотацию. Измельчен-
ную в присутствии соды руду перемешивают
30 мин при Т : Ж = 1 : 1 с 0,5—0,6 кг/т
едкого натра с последующей его отмывкой.
При этом сподумен активируется в резуль-
тате выщелачивания из поверхностного слоя
.кремнезема, а минералы пустой породы
депресси р у ются путем связывания ионов
активирующих металлов (железо и др.)
в труднорастворимые соединения. Промывку
проводят с возможно полным удалением
исходного раствора (до 95 %) и тонких
шламов 15 мкм). Промытую пульпу
флотируют жирнокислотным собирателем.
Дли лучшей депрессии пустой породы
концентрат перед второй перечистной фло-
тацией рекомендуется перемешивать с содой
(7—10 кг на 1 тонну питания). Хвосты этой
перечистки сгущают и направляют на про-
мывку и обесшламливание с основным по-
током измельченной руды [71].
В некоторых случаях целесообразно до-
полнять технологическую схему флотацион-
ной доводки концентратов в кислой среде
(серная кислота иногда с добавкой плави-
ковой кислоты) с применением катионного
собирателя, при которой в пену переходят
слюда н полевой шпат, а конечный споду-
меновый концентрат выделяется в виде ка-
мерного продукта.
В американской практике применяют схемы
362
прямой и обратной флотации сподуменовых
РУД-
По схеме прямой флотации работает фа-
брика «Блэк-Хилл». Схема включает обес-
шламливание измельченной руды, переме-
шивание пульпы (обдирку при 60—70 %
твердого) с едким натром (1 кг/т); повторное
обесшламливание и флотацию сподумена
олеиновой (200 г/т) и нафтеновой (250 г/т)
кислотами.
Перечистные флотации проводят с жидким
стеклом и квебрахо или молочной кислотой.
Из руды, содержащей 0,8—1,2 % окиси
лития, получают концентрат с содержанием
от 4 до 5 % окиси лития при извлечении
57—66 %.
По схеме обратной флотации работает
фабрика «Кинг-Маунтейн» (США). Исходным
продуктом для флотации являются хвосты
гравитационного обогащения, которые при
содержании 55 % твердого перемешивают
1 мин с известью (0,45 кг/т) и декстрином
(0,2 кг/т) и подвергают флотации катионным
собирателем (0,2—0,3 кг/т). Пенный продукт,
в который переходит кварц, полевой шпат
и слюда, перечищают при том же режиме.
Для очистки от железосодержащих минера-
лов сподуменовый концентрат (камерный
продукт) сгущают до 65—70 % твердого,
перемешивают с плавиковой кислотой
(0,16 кг/т), натриевой солью смоляных кис-
лот (0,9 кг/т), пенообразователем, и подвер-
гают флотации при 25 % твердого. Камерный
продукт — конечный сподуменовый концен-
трат, содержащий 5—6 % окиси лития при
извлечении до 70 % (от питания).
Фосфатные руды. Промышленное
значение имеют апатитовые и фосфоритовые
РУДЫ.
Апатнт-фосфат кальция переменного со-
става имеет общую формулу Са5(С1, F, ОН)
(Р^З-
Фосфориты представляют собой горную
породу, фосфатное вещество которой состоит
из топкодисперсных (вплоть до коллоидно-
дисперсных) фосфатов курскита
2Са3 (РО4)2 CaF2-CaCO3 и штаффелита — кри-
сталлической разновидности курскита, иног-
да содержащих карбонаты. Фосфаты часто
образуют цемент в желваках или в плито-
образном слое. У зернистых или ракушечных
фосфоритов частицы фосфатов или фосфа-
тизированные обломки раковин сцементи-
рованы нефосфорным цементом.
Апатит встречается в небольших количе-
ствах (2—5 %) во многих рудах, из которых
попутно может быть получен апатитовый
концентрат.
В СССР основные запасы апатита пред-
ставлены ап ати то-нефелиновыми рудами, из
которых помимо апатитового концентрата
также получают нефелиновый концентрат
для глиноземного производства.
Апатитовый концентрат для производства
суперфосфата (простого и двойного) должен
содержать не менее 39,4 % РЭО5. Для произ-
водства термофосфата пригодны концентраты
с содержанием 20—22 % Р2О5. К вредным
примесям в фосфатных концентратах отно-
сятся окислы железа, алюминия, магния,
карбонаты и кремнезем. Нефелиновый кон-
центрат должен содержать не менее 29 %
А12О3. Фосфатные минералы флотируют
жирно кислотными собирателями, в качестве
регуляторов среды применяют едкий натр,
соду, силикат натрия [71].
При флотации апатита применяется смесь
следующих реагентов: сырое талловое масло
(65 г/т), дистиллированное талловое масло
(30 г/т), технические жирные кислоты (50 г/т),
вторичный масляный гудрон (30 г/т), окис-
ленный петролатум (8 г/т); для омыления
этой смеси подается едкий натр 70 г/т и,
кроме того, жидкое стекло (40 г/т).
Для флотации темноцветных компонентов
из хвостов апатитовой флотации используется
сырое талловое масло (780 г/т) и едкий
натр (540 г/т, из них 450 г/т на омыление).
При флотации выветрелых (окисленных)
апатитовых руд с повышенным содержанием
тонких фракций хорошие результаты полу-
чаются с добавкой к собирателю неионоген-
ного реагента ОП-4.
Из сгущенных и классифицированных хво-
стов апатитовой флотации вначале флоти-
руются остатки апатита, а затем темноцвет-
ные минералы: эгирин, сфен, титаномагнетит,
биотит. В камерном продукте остается не-
фелиновый концентрат. Расход смеси со-
бирателей 1,5 кг/т (сырого таллового масла
45 % , дистиллированного 45 % , окислен-
ного петролатума 10 %), едкого натра
(0,5 кг/т), pH среды 10,5.
В лабораторных условиях разработана
технология переработки и разделения кол-
лективного продукта, состоящего из эгирина,
сфена, титаномагнетита и биотита. Для улуч-
шения качества коллективного концентрата
катионным собирателем АНП-14 (100 г/т)
можно сфлотировать биотит в спльнощелоч-
ной среде (pH 10,5), затем коллективный
концентрат подвергнуть четырехкратной пе-
речистке с добавкой в первую и вторую пере-
чистки соответственно 50 и 25 г/т соды, а
в третью и четвертую — соответственно 50 и
100 г/т кремнефтористого натрия и 50 и
30 г/т жидкого стекла. Коллективный продукт
обрабатывают декстрином (1 г/л) и жидким
стеклом (1 г/л) и дважды обесшламливают,
затем смесью купферона и сульфатного мыла
флотируют сфен, титаномагнетит и ильменит
в щавелевокислой среде (pH около 6). Полу-
ченный коллективный концентрат мокрой
электромагнитной сепарацией делят па сфе-
новый и титаномагнетитовый. Из хвостов
флотации сульфатным мылом Можно сфлоти-
ровать эгириновый концентрат, содержа-
щий 0,25 % V2O5.
При обогащении комплексных руд, со-
держащих некоторое количество апатита,
стремятся очистить концентраты от фосфора
и попутно получить апатитовый концентрат.
Для извлечения апатита из шведских
гематитовых руд собирателем служит эмуль-
сия смеси (1 : 2) таллового и машинного
масла (0,9 кг/т) с добавкой небольшого ко-
личества алкиларилсульфонатов в присут-
ствии силиката натрия (200 г/т) при pH 8,7.
Трудности флотации фосфоритов связаны
с их тонкой вкрапленностью и присутствием
доломита и кальцита в рудах, а также раство-
римых соединений, коагулирующих шламы
(гипс п др.) В данном случае добавка необ-
ходимого количества мыла ведет к чрезмер-
ному ценообразованию и снижению техно-
логических показателей. Это затруднение
можно преодолеть добавками углеводород-
ного масла.
Обесшламливание также улучшает пока-
затели, хотя вызывает значительные потери
фосфора в шламах.
Обогащение фосфоритов глауконитового
типа осложняется содержанием в них гипса.
Добавки соды и жидкого стекла не обеспе-
чивают хорошей селекции. Результаты уда-
ется повысить лишь обработкой руды 1 —
2 %-ным раствором хлористого натрия с по-
следующим удалением жидкой фазы.
Для обогащения ракушечных фосфатов
предложены режимы флотации с катионным
и анионным собирателями [71].
Обратная флотация катионным собира-
телем АНП-2 (200—500 г/т) с добавками
вспенивателя (30 г/т) дает хорошие резуль-
таты, причем при флотации фосфоритов
АНП-2 без обесшламливания получено более
высокое извлечение. В пенный продукт
удаляются кварц, полевой шпат, сланец.
Фосфорит остается в камерном продукте.
В схеме предусмотрены выделение топких
шламов и раздельная флотация песков и
тонких классов. Шламы (после флотации
или без нее) присоединяются к концентрату.
Добавка крахмала улучшает извлечение
кварца в пенный продукт.
Возможна флотация ракушечных фосфо-
ритов сульфатным мылом в присутствии
керосина. Регуляторами флотации служат
сода и жидкое стекло. Фосфоритный кон-
центрат после обесшламливания может быть,
обогащен обратной флотацией с применением
катионного собирателя. Наиболее сложно
обогащение карбонатно-фосфатных руд.
Для обогащения доломито-фосфатных руд
предложены две схемы:
последовательная селективная флотация
карбонатов и фосфоритов;
коллективная флотация фосфоритов и кар-
бонатов с последующей селективной флота-
цией карбонатов.
Флотационное разделение доломита и фос-
форитов основано на лучшей флотируемости
карбоната жирнокислотными собирателями,
особенно в слабокислой среде (pH 4,5—-5),
создаваемой фосфорной кислотой.
При флотации карбонатов расход жирно-
кислотного собирателя составляет 2 кг/т,
фосфорной кислоты — 7 кг/т. При флотации
фосфорита расход жирнокислотного соби-
рателя составляет около 200 г/т и керосина
0,75 кг/т в присутствии соды (1 кг/т) и жидкого
стекла (1 кг/т).
Если руда содержит в основном кальцит
(около 20 % СО2) совместно с фосфоритом,
первым флотируют кальцит алкилсульфатом
без добавки депрессоров, а затем фосфорит
олеиновой кислотой (300—500 г/т) в присут-
363
•сгвии жидкого стекла. Кальцитовый продукт
трехкратно перечищают с небольшими до-
бавками жидкого стекла для получения кар-
бонатного концентрата (40 % СОа).
Найдены условия флотационного разде-
ления апатита и кальцита катионным соби-
рателем при pH 7—8 в присутствии карбо-
кси мети л целлюлозы (100 г/т). Расход АНП
равен 1,5 кг/т.
При флотации апатито-карбонатных руд
для депрессии карбонатов (кальцит, доломит)
рекомендуется применение соды (до 2 кг/т)
совместно с жидким стеклом (750 г/т) или
коллогено-таннидным реагентом при расходе
его 200 г/т 171]. Для той же цели рекомен-
дуется применение сложного депрессора (до
2,5 кг/т руды), состоящего из смеси оксиэтили-
рованных карбоновых кислот фракции С1?Сао,
соды, крахмала и жидкого стекла в соотно-
шении 1 : 2 : 2 : 5.
Флюоритовые руды. В зави-
симости от того, с какими минералами ассо-
циируется флюорит, руды делятся на сили-
катно-флюоритовые, карбонатно-флюорито-
вые, флюорито-баритовые, а также сульфид-
ные и руды редких металлов, в которых
флюорит присутствует как нежелательная
примесь.
Флюоритовые концентраты используют для
производства плавиковой кислоты, фтори-
стых солей (искусственного криолита 3NaF X
X A1F3) в качестве металлургического флюса
л покрытия сварочных электродов.
Флюоритовый концентрат, предназначен-
ный для химической промышленности, дол-
жен содержать не менее 92—95 % CaF2 и
не более 1,5—3 % SiOa, 2—3 % СаСО3 и
Ю,2 % S. В черной металлургии можно при-
менять концентрат с меньшим содержанием
CaF2, ио он должен быть крупнозернистым
(куски или окатыши).
В концентрате, используемом для покрытия
-сварочных электродов, должно быть не более
0,1 % серы и не более 0,015 % фосфора.
Флюорит флотируется олеиновой кислотой,
олеатом натрия и другими анионными соби-
рателями — аэрозолем ОТ и МА (диалкил-
сульфосукцинат натрия), а также алкил-
сульфатами и катионными собирателями.
Депрессирующие пустую породу реагенты
обычно подают в измельчение, в основную
флотацию и в перечистные операции (жидкое
стекло 0,2—1 кг/т, сода 0,5—1 кг/т, NaOH
до 0,6 кг/т, Al2 (SO4)3 0,7 кг/т).
Силикато - флюоритовые
руды легко обогащаются флотацией с
олеиновой кислотой (0,2—0,3 кг/т) и другими
анионными собирателями типа жирных кис-
лот. Реагентом-регулятором служит жидкое
стекло. Если флюорит представлен крупной
или средней вкрапленностью, обогащение
ведется по комбинированной гравитационно-
флотационной схеме, по которой получают
металлургический (гравитационный) и хи-
мический (флотационный) концентраты.
Разделение кальцито-флюоритовой руды
представляет большие трудности вследствие
сравнительно близких флотационных свойств
кальцита и флюорита. Трудность селекции
•364
увеличпваеюя с уменьшением карбонатного
модуля (отношения CaF2 : СаСО3).
Обогащение малокарбонатных руд (карбо-
натный модуль 10—15) требует повышенных
расходов жидкого стекла (более 1 кг/т).
При флотационном обогащении средне-
карбонатных руд для избирательной депрес-
сии кальцита в щелочной среде (расход ед-
кого натра 0,4—0,6 кг/т) последовательно
вводят силикат натрия с модулем 2,6—2,8
(0,45—0,6 кг/т), а через несколько ми-
нут— сернокислый алюминий (0,7 кг/т).
При этом необходимо строго выдерживать
продолжительность контакта (2—3 мин) с
каждым депрессором. Введение в пульпу
декстрина (0,6 кг/т) активирует флюоритовую
флотацию. Положительные результаты по-
лучены при использовании в качестве депрес-
соров пустой породы сульфит-целлюлозного
щелока, таннинов и дубильных экстрактов.
При обогащении среднекарбонатных руд
в основную флотацию для сохранения ее
постоянного режима промпродукты пере-
чисток направлять не рекомендуется. Они
должны перерабатываться в отдельном цикле.
Многокарбонатные руды (карбонатный мо-
дуль менее 1) приобретают некоторое прак-
тическое значение в связи с попутным извле-
чением малых (5—15 %) количеств флюоритов
из комплексных руд редких металлов. Ме-
тоды обогащения много карбонатных руд при-
мерно те же, что и среднекарбонатных.
Схемы обогащения усложняются дополни-
тельными перечистками концентрата. Подо-
грев пульпы с жидким стеклом, а затем
кислотная обработка способствуют отделе-
нию кальцита от флюорита.
Ф л ю о р и то - ба р и то в ы е руды.
При обогащении флорито-баритовой руды
с получением двух концентратов процесс
можно вести по схеме, включающей после-
довательную флотацию флюорита и барита
или по схеме коллективной флотации с даль-
нейшим выделением в пенный продукт флюо-
рита. Реагентный режим последовательной
флотации следующий: расход едкого натра
0,5—1 кг/т, силиката натрия 1—4 кг/т,
декстрина 1,2 кг/т, олеиновой кислоты 0,2—
1 кг/т, соснового масла 0,04 кг/т.
Для флотационного обогащения барито-
флюоритовой руды со сравнительно неболь-
шим содержанием барита (2 % BaSO4 и
57 % CaFa) рекомендована схема, по которой
вначале флотируют барит небольшими ко-
личествами алкилсульфата (менее 100 г/т),
а затем флотируют олеиновой кислотой
(0,2 кг/т) в присутствии жидкого стекла
(около 1 кг/т). Для лучшего извлечения
зернистого барита и снижения устойчивости
пены измельченная руда перед баритовой
флотацией обесшламливается (по классу 15—
20 мкм). Для депрессии барита могут быть
применены реагенты типа лигносульфатов
(до 1,3 кг/т) совместно с фтористым натрием
(до 1,3 кг/т) и органический депрессор со-
бражен (200—300 г/т), получаемый при
переработке водорослей.
При низком содержании в руде барита
хорошие результаты могут быть получены
с применением в качестве депрессоров барита
декстрина (0,6—1,5 кг/т), хромпика (0,15—
0,25 кг/т) и жидкого стекла (1 кг/т). Из руды,
содержащей 74 % флюорита и 3,5 % барита,
был получен концентрат с содержанием
58,5 % флюорита и 0,5 % барита при извле-
чении флюорита 83,5 % [52].
Из сульфидных руд обычно вначале уда-
ляют сульфиды, а затем флотируют флюорит.
Полевошпатовые руды. Группа
минералов, объединяемых в класс полевых
шпатов, представляет собой алюмосиликаты
К, Na, Са и изредка Ba, Rb, Cs и Sr, заме-
щающих Са. По химическому составу поле-
вые шпаты делятся на известково-натриевые,
калиево-натриевые и калиево-бариевые.
Полевые шпаты служат сырьем для сте-
кольной, керамической и абразивной про-
мышленности.
В настоящее время выделяют три группы
полевошпатового сырья.
I. Гранитные пегматиты. Состав: полевой
.шпат, кварц, мусковит, драгоценные и полу-
драгоценные камни. Породы этой группы
разрабатываются в СССР, Великобритании.
Польше, Японии и франции.
II. Полевошпатовые и изверженные гор-
ные породы непегматитового характера;
алюмосиликатные породы — граниты,
фельзиты, аплиты, аляскиты и др.;
алюмосиликатные породы, в которых кварц
н полевой шпат в большей или меньшей
степени замещены неполевошпатовыми щелоч-
ными минералами — нефелиновыми сиени-
тами, миаскитами, мариуполитами и т. п.
Породы этой группы разрабатываются в
СССР и Канаде.
III. Полевошпатовые пески. Эти породы
впервые начали разрабатывать в СССР.
Ценное сырье для различных отраслей
промышленности — калиевый полевой шпат.
В полевошпатовых рудах содержатся вред-
ные примеси (кальцит, гидроокислы железа,
биотит, пирит, турмалин, эгирин, мусковит)
н примеси нежелательные — относительно
вредные (кварц, плагиоклаз, нефелин, сери-
цит, каолинит).
Для удаления вредных примесей горная
порода, содержащая полевой шпат, подвер-
гается обогащению флотацией. Измельчение
ведется в стержневых мельницах до круп-
ности 0,6—0,8 мм. Из пульпы удаляются
классы тоньше 0,074—0,045 мм, являющиеся
отвальным продуктом, а пески направляются
на слюдяную флотацию в кислой или щелоч-
ной среде, флотация проводится катионными
или анионными собирателями (иногда их
смесью) с добавками нефтяных масел. Слю-
дяные минералы флотируются с небольшими
добавками соснового масла или спиртового
вспенивателя. Если слюда может быть ис-
пользована, слюдяной продукт перечищается.
Их хвостов слюдяной флотации удаляются
основные силикаты в соответствии с требо-
ваниями керамической промышленности.
Иногда эта операция проводится в качестве
доводочной. После отделения кварца от
полевого шпата флотация основных силика-
тов ведется анионными собирателями при
pH 10. За рубежом для этой цели исполь-
зуются реагенты серии 800, которые яв-
ляются длинпоцепочечными сульфонатами
(аэропромотор 801 или 825 «Америкэн циа-
намид компани»).
Хвосты предыдущих стадий флотаций после
перемешивания с плавиковой кислотой, ка-
тионным собирателем и смесью нефтяных
масел направляют на полевошпатовую фло-
тацию. В качестве заменителя плавиковой
кислоты могут быть использованы кислые
соли плавиковой кислоты (полигидрофто-
риды), например, бифторид аммония NH4FHF,
калия K.FHF, натрия NaFHF и др. Поли-
гидрофториды не дефицитны, менее токсичны,
чем плавиковая кислота, их стоимость ниже
стоимости технической фтористоводородной
кислоты. Черновой концентрат подвергают
перечистке. Полученный продукт обычно
является конечным полевошпатовым кон-
центратом,
В том случае, когда черновой полевошпа-
товый концентрат представлен смесью поле-
вых шпатов, из него может быть выделен
калиевый нолевой шпат с применением
селективно действующих депрессоров. Такими
депрессорами для натриевого полевого шпата
служат соли натрия, для калиевого — соли
калия, а для натриево-кальциево-бариевого
полевого шпата — соли кальция, бария, ма-
гния и некоторые другие. Собирателем в этом
случае служит прямоцепочный амин типа
флотигама РА.
Разделение шпатов протекает лучше, если
предварительно удалить избыток плавиковой
кислоты. Примерный расход реагентов и pH
среды для флотации полевошпатовой руды
следующий,
Флотация слюды
Расход, г/т:
серной кислоты (или соды) 450—1000
соли амина................ 200
смеси нефтяных масел . . . 650—950
соснового масла или спирто-
вого пенообразователя . . . 45—90
pH среды.................. 5—5,5
(или 9—10)
флотация основных силикатов
Расход, г/т:
серной кислоты (или соды) 200—500
органического сульфоната 200—500
смеси нефтяных масел . . . 100—400
пенообразователя........... 20—40
аэрофлота 25 или 31 (при не-
обходимости) .................. 20—40
pH среды................... 3—4
флотация полевого шпата
Расход, г/т:
плавиковой кислоты .... 500—1000
соли амина............ 200
смеси нефтяных масел . . . 200—450
пенообразователя........... 40—100
pH среды.......... 2,5—3,5
365
Флотация калиевого полевого шпата
Расход:
хлористого натрия, г/л . . 10—20
соли амина, г/т............. 100- 200
пенообразователя, г/т . . , 50--100
pH среды.................... 5,5—6
Тальковые руды. В состав талько-
вого камня входит около 50 % талька, 40 %
магнезита и небольшое количество хлорита
и хромита.
Тальк применяют в качестве наполнителя
при производстве бумаги, резины и других
материалов. При этом нормируется содержа-
ние в нем железа, карбонатов, а также сте-
пень белизны талька.
Высокая природная гидрофобность талька
(3MgO • 4SiO2 • Н2О) обеспечивает его хорошую
флотируемость, причем чешуйчатые разности
талька флотируются лучше, чем плотные.
Тальк обычно флотируется одним пено-
образователем, однако совместное примене-
ние пенообразователей и аполярных реаген-
тов (керосина) дает больший эффект. Особые
трудности представляет флотация талька,
поверхность которого покрыта пленками
окислов железа. Примене^е серной кислоты
для снижения pH среды до 6—-6,5 улучшает
избирательность флотации ожелезнеиного
талька.
Добавка жидкого стекла улучшает каче-
ство концентрата, подавляя тонкодисперс-
ные глинистые п железистые частицы [18].
На фабрике «Штерн-магнезит-тальк К%
(США) в зависимости от флотируемости от-
дельных модификаций талька применяют
разные реагенты. Листовой тальк очень
гидрофобен и хорошо флотируется сосновым
маслом. Тальк волокнистой структуры извле-
кается с добавками собирателей катионного
типа.
Графитовые руды. В зависимости
от структуры графита графитовые руды
делятся на чешуйчатые, плотнокристалли-
ческие и скрытокристаллические.
Графитовый флотационный концентрат ис-
пользуют в различных отраслях промышлен-
ности (литейной, керамической, электротех-
нической и пр.). Допустимое содержание
золы в нем колеблется в пределах 5—18 %.
Иногда нормируют содержание в коннен-
тшзте примесей (серы) и летучих веществ.
При нормировании крупности чешуек кон-
центраты подвергают рассеву.
Природная гидрофобность графита обус-
ловлена его строением и колеблется в зави-
симости от примесей и степени окислеиности
поверхности.
В качестве собирателя при флотации
обычно применяют керосин (0,2—2,5 кг/т)
и любые углеводородные масла в сочетании
с растворимыми пенообразователями в кис-
лой или слабощелочной среде (pH 8—9),
создаваемой кальцинированной содой или
жидким стеклом.
Чешуйчатые руды флотируются легко и
быстро. При наличии других легкофлоти-
руемых минералов (например, кальцита)
366
применяют реагенты-подавители — соду,,
жидкое стекло (0,25—1 кг/т).
Плотнокристаллические руды флотируют
медленнее. Это связано с наличием в них
медленно флотирующегося скрытокристал-
лического графита, требующего весьма тон-
кого измельчения.
В с крыто кристаллических рудах обычно
содержатся органические вещества, подав-
ляющие флотацию графита. Отвальные хвосты
при обогащении этих руд получить не уда-
ется, поэтому отходы флотация используют
в качестве . низкосортного литейного гра-
фита.
Типичной является схема переработки
Кварцевых сланцев, содержащих чешуйча-
тый графит, на фабрике «Америкен графит
К°» (США). Содержание углерода в исход-
ном материале 5,5%, в концентрате —
86,5%, извлечение углерода 87%. Схема
включает основную флотацию и четыре
перечистные операции с двукратным доиз-
мельчением чернового концентрата.
Серные руды подразделяют на сле-
дующие типы:
песчанистые — песчаники, сцементирован-
ные серой;
мергелистые — мергели с тонкозернистым
включением серы, иногда в них присутству-
ют гипс и кальцит;
известковые — осерненпые известняки с
небольшим количеством гипса и кварца;
кальцитовые — состоящие из глины, мер-
’ геля, серы, кристаллического кальцита и
известняка и содержащие большое коли-
чество битумов.
Серу используют в промышленности в
виде так называемой комовой серы, содер-
жащей 98—99,5 % серы. При флотации
с добавкой только пенообразователя извле-
кают до 80 % серы. Величина pH при фло-
тации серы особого значения не имеет. Фло-
тацию ведут аполярными собирателями (ке-
росин или трансформаторное масло, расход
0,6—1,2 кг/т) с обычными пенообразова-
телями (скипидар, сосновое масло, расход
0,2—0,4 кг/т). В качестве регуляторов фло-
тации используют пирофосфат натрия и соду
с жидким стеклом (0,2—1 кг/т).
Для получения кондиционных концентра-
тов на отечественных предприятиях при-
меняют комбинированную схему флотацион-
ного обогащения с последующей плавкой
концентратов в автоклавах. Плав затем
фильтруют в горячем виде, а кеки направ-
ляют на доизмельчение и перефлотацию.
При такой схеме нет необходимости прово-
дить перед основной флотацией тонкое из-
мельчение до полного раскрытия частичек
серы. Обычно руду измельчают до 0,5—
0,8 мм и подвергают основной флотации и
трем перечистным. Концентрат третьей пере-
чистки направляют в автоклавную плавку.
Иногда при использовании в качестве регу-
лятора пирофосфата натрия можно получить
концентраты, содержащие 96—97,5 % серы
с извлечением до 50 %, которые в ряде слу-
чаев используют без последующей автоклав-
ной плавки.
Растворимые соли. Типы калий-
ных руд: сильвинитовые, с содержанием
сильвина выше 17%; каинитовые, содер-
жащие 60—70 % каинита; каинито-ланг-
бейнитовые, содержащие 9—10 % К3О; кар-
наллитовые; смешанные сильвинито-карнал-
литовые; сильвинито-кизеритовые, полига-
литовые; калийно-боратовые.
Из большого числа природных раствори-
мых в воде минералов промышленное зна-
чение имеют сильвин КС1, лангбейнит
2MgSO4-K2SO4, полигалит 2CaSO4 X
X MgSO4-KaSO4-2H^O, карналлит KC1 X
XMgCl3-6H2O, каинит KCI-MgSO4-3H2O,
тал нт NaCl, бораты и некоторые другие.
Требования, предъявляемые к концен-
тратам, зависят от вида сырья, из которого
их получают. Например, сильвиповый кон-
центрат в зависимости от сорта должен
содержать не менее 92—95 % КС1, а крупно-
зернистый (88 КС1) не более 4,5—7 %
NaCl и не более 1 % влаги. Каинито-ланг-
бейпитовый концентрат должен содержать
не менее 17,5—19 % КаО, не менее 8—9%
MgO, не более 6 % NaCl и не более 4 %
влаги. Крупность концентрата должна быть
не менее 3 мм.
Во избежание растворения минералов
флотация растворимых солей ведется в их
насыщенных растворах. Данные о флотируе-
мости отдельных растворимых солей и при-
меняемых реагентах, позволяющих разде-
лять системы солей, приводятся в табл.
IV .25-
Следует отметить некоторые специфиче-
ские особенности флотации растворимых со-
лей:
1) флотация солей бора, хлористых со-
лей щелочных и щелочноземельных метал-
лов сопровождается избирательной флоку-
ляцией, сокращающей продолжительность
флотации (до 1,5—2 мин в лабораторных
условиях);
2) вязкость насыщенного раствора при
флотации в 2—5 раз превышает вязкость
воды; поверхностное натяжение заметно воз-
растает до (8—9) 10“3 Дж/м2 в зависимости
ют типа солей, составляющих жидкую фазу;
3) при перемешивании во флотационной
машине насыщенного раствора солей обра-
зуется пена даже без добавок вспенивателя;
4) концентрация различных ионов в цир-
кулирующих растворах при флотации рас-
творимых солей в 104—10е раз выше, чем
в воде при флотации рудных минералов.
Солевой состав маточного раствора в зна-
чительной степени влияет на ионизацию
собирателя и физико-хнмические свойства
адсорбционных пленок при их разновесии
с раствором;
5) благодаря высокой растворимости со-
лей значительное количество ценных ком-
понентов переходят в раствор, поэтому рас-
твор должен направляться в оборот.
Особое внимание должно быть уделено
ионному составу маточного раствора.
Например, флотируемость КС1 жирной
кислотой падает с понижением концентра-
ции ионов магния в растворе КС1, полига-
лит в растворах солей хлористого калия и
натрия, повышающих его растворимость,
хорошо флотируется с собирателями типа
алкилсульфатов, а в растворах магниевых
солей и сернокислого натрия его флотируе-
мость падает; гипс не флотируется алкил-
сульфатом в водном растворе, но флоти-
руется при добавлении NaCl, в котором его
растворимость повышается. То же самое
наблюдается п для ангидрита (гипса).
При выборе собирателей необходимо учи-
тывать, что те из них, которые образуют
в пульпе труднорастворимые соединения,
малопригодны для флотации солей. В соот-
ветствии с этим из жирных кислот хорошими
собирателями могут быть только коротко-
цепочечные с числом атомов углерода 7—9.
Флотация растворимых солей жирнокис-
лотными собирателями должна проводиться
при pH > 6, аминами — при pH от 2 до 8.
В промышленных условиях амины ока-
зались наиболее перспективными собирате-
лями для флотации сильвина. Даже при
малых расходах они позволяют более пол-
нее разделить сильвин и галит, чем при
использовании алкилсульфатов.
Амины с разветвленной углеродной цепью
не являются собирателями для сильвина и
карналлита. С увеличением длины углево-
дородной цепи насыщенных аминов уси-
ливается гидрофобизация поверхности ми-
нералов. Однако растворимость аминов в
насыщенных растворах солей при этом па-
дает. Поэтому целесообразно применять на-
сыщенные высокомолекулярные амины С1в—-
С2о с добавкой небольшого количества не-
насыщенных аминов. Расход аминов состав-
ляет 35—70 г/т руды.
Показатели флотации сильвина в значи-
тельной мере зависят от температуры рас-
твора амина, загружаемого в пульпу. Тем-
пература раствора амина устанавливается
в зависимости от длины углеводородной
цепи, причем температура раствора амина
не должна превышать температуры его коа-
гуляции.
Температура коагуляции 0,01 М раствора
собирателя в зависимости от длины
углеводородной цепи
Температура, °C Длина
углеводородной цепи
23 С12
25—30 См
40—50 С1е
55—60 С18
70—75 C2!j
95 Со2
45—50 С1в/С18= 1/1
Нагрев раствора увеличивает дисперсность
амина в растворе, что повышает гидрофо-
бизацию поверхности минерала. При этом
сорбция протекает быстрее, чем флокуляция.
При ведении технологического процесса
в замкнутом цикле следует избегать значи-
тельных перепадов температур. Изменения
температуры маточного раствора могут при-
367
Таблица IV.25
Смеси солей, разделяемые флотацией
Система Реагенты Система Реагенты
Хлориды Сульфаты и хлориды
NaCl RCOOH 9) pH > 7 K2SO4 RCOOH
1 C 1 k2so4-l KC1 RCOOH; pH < 6,5
КС! RCOOH p7 pH > 7 1 Ks SO4 - NaCl RCOOH; pH < 6
КС1 4 NaCl RCOOH I 9) pH II Бораты
КС! 4 NaCl RCOOH | 4 Rb(NO3)2 Na2B40?- 10H20 I i NaCl H3B0;) -I- NaCl / ф 1NaU RCOOH, RSO;1H, ароматические ами- ны, Pb(NO3)2, жидкое стекло
КС! 4 NaCl RSO3Na|C18 Na2B4O7- 10H20 4 MgSOJl I201 Без реагентов
KCl+NaCl Катионные реагенты (Ce—CI2) H3BO3 4 MgSO4-7H2O f
Нитраты и хлориды Na2B4O7- 10H2O 4 Na2SO4- 10H£O RCOOH (длительное перемешивание)
NaN03 RCOOH Двойные сульфаты и хлориды
KNOa RCOOH
KNOa NaN03 RCOOH NaKst SO4)2 4 NaCl ROSO3Na
KNO3 + NaCl RCOOH NaK3(SO4)2 4 NaCl RCOOH 4 Pb(NOa)a
KC1 4 NaNO3 RCOOH NaK3( S04)2 -|- KC1 4 NaCl ROSO3Na
NaCl 4 NaNO3 RCOOH K2SO4-2MgSO4 -I- NaCl ROSO3Na(C1B)
NaCl 4 NaNO3 RCOOH Pb(NO3)2; малая доза co- K2SO4-MgSO4-6H3O 4- KC1 4 NaCl RCOOH-ROSO3Na (C4-Cn)
бирателя K2 S04*2Ca S04-MgS04-2H2O 4 NaCl RCOOH, ROSOgNa
KC1 + KN03 To же KC14 KCl-MgS04-3H20 4 k2so4- RSOgNa
KC1 4 KNO3 » 2MgS04 4 K2SO4MgSO4-6H2O 4
NaNOs 4 NH4C1 RCOOH 4 ROH 4 KaSO4-2CasO4MgSO42H2O 4 NaCl
Примечания: 1. Флотирующая соль набрана полужирным шрифтом. 2. Расход собирателя при флотации растворимых солей обычно составляет
100—300 Т/т.
вести к образованию новой твердой фазы
или повлечь дорастворение минералов из
руды. Эти явления приводят к увеличению
расходов реагентов и снижению технологи-
ческих показателей обогащения. На эффек-
тивность собирательного действия аминов
положительно влияют спирты С8—С8.
Для разделения сильвина и галита пред-
ложено два основных метода: флотация
галита и флотация сильвина. Положитель-
ным в первом методе является переход
в пену вместе с галитом основной массы
загрязняющих сильвин примесей — глины,
гипса, ангидрита. Это позволяет получать
сильвииитовый продукт высокой чистоты.
Флотация по второму методу осуществляется
с применением анионных и катионных соби-
рателей. Первые представлены щелочными
солями алкилсульфатов, вторые — солями
алкиламинов.
В практике обогащения калийных руд
применяются три основных способа устра-
нения вредного влияния глинисто-солевых
шламов:
1) механическое удаление шламов с ис-
пользованием реагентов-диспергаторов (фос-
фаты натрия, таннины, синтаны, сульфиро-
ванный нитролигнин, щелочной раствор гу-
миновых кислот, сульфит-спиртовая барда
и др.);
2) флотационное удаление шламов в само-
стоятельный продукт перед основной фло-
тацией сильвина;
3) подавление шламов реагентами-депрес-
сорами в цикле флотации сильвина.
Возможно сочетание первого метода со
вторым или третьим.
При флотационном обесшламливании глина
и нерастворимые в воде вещества предвари-
тельно коагулируются разбавленным, вод-
ным раствором полиакриламида (0,15 %),
затем обрабатываются керосином и соби-
рателем окисленным уайт-спиритом, обла-
дающим вспенивающими свойствами. Расход
реагентов в шламовом цикле флотации со-
ставляет соответственно 20, 125 и 200 г/т
руды. Время шламовой флотации — 10 мин.
По третьему способу применяют реагенты,
гидрофил изирующие шламы, препятствую-
щие закреплению амина на поверхности
минералов. В некоторых случаях они облег-
чают удаление из насыщенного маточного
раствора глинистых частиц вследствие се-
лективной флокуляции.
Из органических депрессоров применяют
карбоксиметилцеллюлозу, крахмал в раз-
личных модификациях, галоктомонаты из
гуаровой смолы и латексы, обладающие
флокулирующим действием.
Совместное применение синтана с карбо-
ксиметил целлюлозой повышает эффектив-
ность депрессирующего действия и улучшает
качество концентрата. Это обусловливается
тем, что синтаи обладает пептизирующим
действием по отношению к глинисто-карбо-
натным шламам, а карбоксиметил целлюлоз а—
флокулирующим.
Из неорганических соединений применяют
кислое жидкое стекло (КЖС), получаемое
в результате обработки жидкого стекла
соляной кислотой. Во избежание гелеобра-
зования раствор жидкого стекла вливают
в разбавленный раствор соляной кислоты:
pH раствора 2—4. КЖС можно применять
в сочетании с флокулянтом-полиакрилами-
дом. Возможно использование жидкого стекла
совместно с трехвалентными катионами алю-
миния и железа.
Для повышения крупности флотируемых
зерен сильвина в дополнение к аминам можно-
вводить в пульпу алкилнафталины, алкил-
меркаптаны, диалкилсульфиды, кремний-
органические вещества, высокомолекуляр-
ные спирты, эфиры высокомолекулярных
органических кислот.
Повышение крупности флотируемых зерен
сильвина достигается введением различных
производных продуктов перегонки нефти,
аполярных масел, подбором рационального-
соотношения их и аминов в смеси.
Требования, предъявляемые к аполярным
реагентам: наличие высококипящих пара-
финовых соединений, алкилированных аро-
матических углеводородов и ПАВ, обеспе-
чивающих эффект гидрофобизации: способ-
ность к солюбилизации растворов амина,
малая чувствительность к температурным
колебаниям и высокая селективность.
Применение сочетания катионного соби-
рателя с мазутом и соляровым маслом (2 : 1);
сырой нефтью или жидким парафином, а
также полиметилсилоксаном — 200А, позво-
ляют флотировать сильвин из сильвинито-
вых руд крупностью до 3—4 мм с получе-
нием высоких технологических показателей.
При флотации сильвина или галита конеч-
ные продукты процесса — концентраты и
хвосты, увлажненные раствором, содержа-
щим хлориды калия и натрия. Поэтому
влажный сильвиновый концентрат сушится.
Для уменьшения потерь хлористого калия
с маточным раствором, пропитывающим хво-
сты (осадок на фильтре), целесообразно
промывать их на фильтре водой в количестве,
соответствующем влажности осадка.
Для повышения качества концентрата так-
же необходимо применять промывку водой
или насыщенным раствором NaCl. Промыв-
ные воды возвращаются в процесс.
При обработке шламовых продуктов с це-
лью донзвлечения твердого и растворенного
КС1 возможны два пути: выщелачивание
и холодная противоточная промывка. Выще-
лачивание связано с нагревом пульпы и
последующей кристаллизацией КС1 при охла-
ждении.
Сочетание флотации с выщелачиванием
или противоточной промывкой позволяет
заметно сократить потери хлористого калия
и повысить качество сильвиновых концен-
тратов, Для сокращения потерь хлористого
калия в растворах при флотации сильвина
применяют также растворы с повышенным
содержанием магния.
Флотация сильвинито-карналлитовых руд
ведется в системе КС1—NaCl—MgCl2—Н3О,
отличающейся повышенной вязкостью, вы-
соким значением свободной поверхностной
369-
энергии на границе раздела газ—жидкость
(около 9- 10~в Дж/смв) и малой раствори-
мостью средне- и высокомолекулярных ами-
нов. При этом средне- и высокомолекулярные
амины теряют вспенивающие свойства. В ка-
честве вспенивателя предложено применение
низкомолекулярных аминов и поливинило-
вого спирта.
Селективное разделение обесшламленной
сильвинито-карналлитовой руды может быть
осуществлено при использовании в качестве
собирателя низкомолекулярных жирных кис-
лот С7—Сэ при флотации сильвина, а во
втором цикле селекции — низкомолекуляр-
ного амина для флотации карналлита. При
этом в камерном продукте остается галит.
При флотации сильвинито-карналлитовых
РУД сульфид натрия является селективным
депрессором карналлита. В этом случае
в пену извлекается сильвин, причем исполь-
зуется высокомолекулярный амин. Карнал-
лит отделяется от галита в цикле флотации
карналлита при небольших дозировках низко-
молекулярного амина и керосина.
Сернокислые калийно-магниевые руды
Стебниковского месторождения имеют обычно
довольно разнообразный минеральный состав
и тонкую вкрапленность. Из калиевых мине-
ралов в них присутствуют полигалит, ланг-
бейнит, каинит, сильвин. Кроме того, в них
имеются галит и значительные количества
минерала пустой породы (нерастворимый
в воде глинисто-шламовый остаток) до 20 %,
Флотация калийно-магниевых минералов осу-
ществляется на обогатительной фабрике Стеб-
никовского калийного комбината с исполь-
зованием оборотной жидкой фазы. Насыщен-
ный раствор пятикомпонентной системы К+;
М§г+; №+ ]| СГ; SO2- — Н2О образуется
самопроизвольно в зависимости от темпера-
турных условий и состава солей твердой
фазы.
Основные калийные минералы подверга-
ются шенитизации.
Калийно-магниевые минералы флотируются
низкомолекулярными жирными кислотами
С7—С0 (около 400 г/т) при pH около 6,5—7.
В оборотном насыщенном растворе накап-
ливаются низкомолекулярные жирные кис-
лоты, что снижает селективность флотации.
Жирные кислоты фракции Сщ—Ci3 меньше
накапливаются в оборотной жидкой фазе.
Минералы пустой породы депрессируются
полиакриламидом и кислым жидким стеклом.
На технологические показатели влияет
концентрация ионов магния в жидкой фазе.
Ионы магния увеличивают пенообразующую
способность жидкой фазы и способствуют
неселективному выносу минералов пустой
породы и солевых галитовых шламов. При
высоком содержании ионов магния в жидкой
фазе пенообразующая способность резко па-
дает.
В насыщенном растворе пятикомпонентпой
системы происходят мицеллообразование и
высаливание жирных кислот, которые зави-
сят от концентрации ионов магния и длины
углеводородного радикала собирателя.
При переработке калийно-магниевых руд
370
получаемый концентрат содержит 17—19 %
К2О. Отфильтрованный концентрат сушат
в аппаратах кипящего слоя, в результате
чего частицы укрупняются до 3 мм,
Железные р у д ы. Основные типы
железных руд представлены: железистыми
кварцитами и роговиками (чередующимися
магнетито-гематитовыми и кремнистыми про-
слойками); скарновыми рудами, для которых
характерно наличие гранатов, пироксенов
и эпидота; железо в этих рудах представлено
преимущественно магнетитом, а также мар-
титом; часто в них присутствует пирит,
нередко кобальтсодержащнй.
Распространены также месторождения бу-
рожелезняковых руд осадочного типа. Же-
лезо в этих рудах представлено лимонитом
и другими гидроокислами, а также гемати-
том н сидеритом.
Встречаются месторождения магматиче-
ского типа, в которых наряду с магнетитом
часто присутствуют апатит и титаномагнетит
и месторождения гидротермального типа
с основным железосодержащим минералом
сидеритом.
До настоящего времени наиболее важное
промышленное значение имеют руды магне-
титового тина, которые легко обогащаются
магнитной сепарацией.
Флотация может найти применение для
тонковкраиленных, окисленных гематитовых
и мартитовых руд (часто добываемых по-
путно с магнетитовыми рудами), для доизвле-
чения слабо магнитных минералов из хвостов
обогащения смешанных маг нети то-гема Тито-
вых и магнетито-мартитовых руд, в некото-
рых случаях для обогащения бурожелезня-
ковых руд, а также для получения высоко-
качественных концентратов с содержанием
свыше 70 % железа из концентратов магнит-
ного обогащения [44 ].
Требования, предъявляемые к железным
концентратам, твердо не установлены и за-
висят от состава руд. При обогащении магне-
титогематитовых руд с кислой пустой по-
родой содержанием железа в концентрате
должно быть не менее 62—65 %. При на-
личии в рудах основных пород, которые
в процессе флотации частично переходят
в концентрат, содержание железа может быть
меньшим.
При обогащении бурожелезняковых руд
концентраты должны содержать не менее
43—50 % Fe, а при обогащении сидеритовых
руд—не менее 30—35 % Fe. Содержание вред-
ных примесей в концентратах должно быть
не более, %: серы 0,1—0,3; фосфора 0,15—
0,20; мышьяка 0,07—0,1; свинца 0,01—0,015.
Флотационное обогащение железных руд
можно осуществить тремя способами: прямой
анионной флотацией, обратной анионной
флотацией, обратной катионной флотацией.
При прямой анионной фло-
тации окислов железа применяют раз-
личные жирнокислотные собиратели; талло-
вое масло и мыло, сульфатное мыло, кислоту
касторового масла, кислоты, получаемые
при окислении парафина, окисленный ке-
росин, окисленный уайт-спирит (как от-
дельно, так и совместно с сульфатным мылом),
ветл уже кое масло и др.
Из перечисленных реагентов наименее ток-
сично и сравнительно доступно — талловое
масло и сульфатное мыло. Расход таллового
масла при флотации гематитовых и марти-
товых руд составляет 250—600 г/т.
Эти реагенты показали хорошие собира-
тельные свойства в слабокислой и щелочной
средах при pH 5,5—9,5 (добавка серной
кислоты или соды). Высокими собиратель-
ными свойствами обладают также алкил-
сульфаты.
В качестве собирателей железных руд за
рубежом предложены сульфированные жир-
ные кислоты, растительные или нефтяные
масла (сульфированное касторовое масло,
сульфированная олеиновая кислота, алкил-
сулъфаты и т. д.). Некоторые из этих соби-
рателей (например, алкилсульфаты) рекомен-
дуется применять в кислой среде (pH около
2—4). При наличии в руде карбонатов при-
менение этих собирателей нерационально.
Если в рудах содержится апатит, предпо-
чтительна флотация в слабокислой среде
при добавках фторидов или фторсиликатов.
В качестве депрессоров пустой породы
предложены жидкое стекло и коллоидная
кремниевая кислота, причем целесообразно
добавлять лишь незначительное количество
жидкого стекла (до 100 г/т), так как избыток
его вызывает депрессию железных минера-
лов. Селективность действия жидкого стекла
повышается в присутствии ионов алюминия,
меди и др.
Встречающиеся в некоторых железных
рудах силикаты железа (роговые обманки
и др.) переходят при флотации карбоксиль-
ным собирателем в пенный продукт. В этом
случае более перспективна обратная флота-
ция.
Флотация гидроокислов железа протекает
менее эффективно, чем гематита и мартита,
требует большего расхода собирателя (на-
пример, таллового масла до 1 кг/т).
Так как карбоксильные собиратели не
обеспечивают хорошей селекции в жесткой
воде вследствие активации минералов пустой
породы ионами кальция и магния, прихо-
дится предусматривать умягчение ее.
В США и СССР разработаны схемы обрат-
ной анионной флотации железных руд —
кварц и силикаты флотируют карбоксиль-
ным собирателем (0,2—0,6 кг/т) с применением
извести в качестве активатора пустой по-
роды (pH около 11), а флотация железных
минералов подавляется крахмалом (0,6—
1 кг/т), обработанным едким натром, тан-
нином, метафосфатами, лигнин-сульфоната-
ми, бардой сульфитных щелоков (1,8—
2,5 кг/т). В этом случае умягчать воду не
требуется.
Железосодержащие минералы многих руд
успешно отделяют от пустой породы при
помощи катионного собирателя АНП или
ИМ-11 (200—350 г/т).
Подавление окисленных железных мине-
ралов производится крахмалом, декстри-
ном, таннином и др. Дефицитный крахмал
заменяют отходами мукомольного произвол-
ства, из которых удалены белки, или при-
меняют оксиэтилцеллюлозу низких ступе-
ней замещения и др.
Расход крахмала и других аналогичных
депрессоров составляет 0,5—1 кг/т. Наилуч-
шая селекция происходит при pH 8—9,
создаваемом содой.
При наличии в применяемой воде железа
необходимо удалять его ионы, так как адсорб-
ция этих ионов силикатами вызывает де-
прессию их при флотации катионными соби-
рателями.
Находящиеся в руде силикаты железа
извлекаются в пенный продукт вместе с ми-
нералами пустой породы, что позволяет
получать более высококачественный желез-
ный концентрат, чем при прямой флотации
анионным собирателем.
Применение катионного реагента при обо-
гащении ряда гематитовых пли мартитовых
руд позволило получить более высокие по-
казатели разделения, чем при прямой анион-
ной флотации.
Имеются также сведения об успешной фло-
тации этим методом бурожелезняковых руд.
Обесшламленная руда крупностью —0,1 мм
флотировалась с применением амина С1з и
карбоксиметнлцеллюлозы в качестве депрес-
сора лимонита.
Общие особенности флотации железных
руд как катионными, так и анионными соби-
рателями:
для обогащения железных руд существен-
ное значение имеет гидродинамический ре.
жим работы флотационных машин, напри-
мер, в механических машинах со статором
при понижении частоты вращения импел-
лера значительно повышается селективность
обогащения;
при измельчении руды до 75—95 % клас-
са — 0,074 мм флотации железных руд про-
ходит успешно в относительно плотной пульпе
(Т : 1 : 2 до 1 ; 2,5);
при высоком содержании шламов (круп-
ностью 5—10 мкм) в ряде случаев необхо-
димо предварительное обесшламливание руды
перед флотацией;
при использовании соды в качестве моди-
фикатора лучшие результаты достигнуты
при загрузке ее в мельницу.
Для сокращения потерь со шламами при-
меняется селективная флокуляция. Для этого
пульпа предварительно диспергируется, после
чего вводится флокулянт. В качестве флоку-
лянтов могут быть применены крахмал и
другие полимеры.
Этот процесс осуществлен на фабрике
«Тилден», США, где в качестве диспергато-
ров применены жидкое стекло и едкий натр,
загружаемые в мельницы, а флокулянта —
крахмал. После этого пульпа поступает на
дешламацию, причем в шламы удаляются
преимущественно силикатные минералы, а
затем пульпа поступает на флотацию, где
катионным собирателем флотируется остав-
шаяся часть силикатов.
Схемы с обратной флотацией целесообразно
применять, по-видимому, при обогащении
371
руд и продуктов с высоким содержанием
железа [19]. Наоборот, схемы прямой анион-
ной флотации железных минералов пред-
почтительны при обогащении руд с низким
содержанием железа. Для обогащения руд,
в состав которых входят апатит и ангидрит,
предпочтительна схема с флотацией мине-
ралов пустой породы вследствие относительно
невысокого содержания указанных приме-
сей. В этом случае в начале процесса следует
осуществлять флотацию щелочноземельных
минералов, а затем силикатных.
Марганцевые руды обычно пред-
ставлены пиролюзитом МпО2, псиломеланом
т МпО-МпО2пН2О и карбонатами марганца,
приуроченными к кремнисто-глинистым отло-
жениям.
На марганцевые концентраты разработаны
различные технические условия в зависимо-
сти от их назначения и вещественного состава
руд.
Содержание марганца в окисных концен-
тратах должно быть от 22 до 48 %, а в карбо-
натных — от 18 до 28 %. Содержание фосфора
не должно превышать 0,2%.
Флотационное обогащение марганцевых руд
может осуществляться теми же способами,
что и флотация железных руд. Однако наи-
более детально разработаны схемы прямой
флотации анионными собирателями по кол-
лективной или селективной схемам.
При селективной флотации первоначально
при небольших расходах собирателя (до
0,5 кг/т) в присутствии жидкого стекла
-флотируются карбонаты. Затем повышен-
ными загрузками собирателя (до 2 кг/т)
флотируются окисные марганцевые мине-
ра л ы.
Значительная часть марганцевых руд со-
держит легкошламующпеся марганцевые ми-
нералы. Поэтому флотапионное обогащение
этих руд, наряду с обесшламливанием тре-
бует высокого расхода собирателя.
В качестве собирателя могут быть при-
менены талловое масло (сырое или дистил-
лированное) 2—3 кг/т в виде мыла или эмуль-
сий с различными добавками поверхностно-
активных веществ типа оксиэтил и рованных
алкилфенолов (ОП-4, ОП-7; расход 20—
100 г/т), а также другие анионные собира-
тели, используемые при флотации железных
РУД-
Оптимальный pH находится в пределах
7—9 (создается обычно содой). В качестве
депрессора пустой породы и отчасти марган-
цевых минералов (при селективной флота-
ции) применяют жидкое стекло.
Разработаны условия обратной флотации
анионным собирателем руд, в которых пу-
стая порода представлена карбонатами, а
марганцевые минералы — окислами. При
-относительно невысоких дробных расходах
собирателя (общий расход 0,3—0,5 кг/т)
флотируют карбонаты, а в хвостах остаются
окпслы марганца; флотация проводится при
pH 9—10, создаваемом содой или едким
натром.
Применяемые методы флотации позволяют
получать пока лишь марганцевые концен-
.372
траты низких сортов, которые не находят
широкого сбыта. Тем не менее флотационные
методы в сочетании с химическим обогаще-
нием могут найти широкое применение при
обогащении тонких классов марганцевой
РУДЫ.
В промышленных условиях освоена
пенная сепарация зернистых марганцевых
шламов [71]. На Чиатурской центральной
флотационной фабрике из шламов крупно-
стью —1-1—0,04 мм с содержанием 11—
15% марганца был получен карбонатный
концентрат с содержанием 22—23% мар-
ганца при извлечении 16,5—20,5 % исход-
ных шламов и окисный концентрат с содер-
жанием 34—38 % при извлечении 16—22%.
Извлечение марганца от обесшламленного
продукта, поступающего в пенную сепара-
рацию, достигает 80—90 %.
Расход реагентов составлял: жидкого стек-
ла 0,4—0,7 кг/т, омыленного сырого талло-
вого масла 0,7 кг/т в карбонатный цикл и
2,5—3 кг/т в окисный, соответственно расход
солярового масла 0,6—0,9 и 1,6—2 кг/т,
соснового масла 10 г/т.
Хромитовые руды. Единствен-
ный промышленный минерал хрома — хро-
мит FeO-Cf2O3, встречающийся в ультра-
основных изверженных или серпентиновых
породах. Основное назначение хромитов —
производство феррохрома.
Для футеровки печей хромитовый кирпич
применяют как огнеупорный материал.
Хромит успешно флотируется в кислой и
щелочной средах жирнокислотным собира-
телем. В качестве подавителя пустой по-
роды (серпентина и олнвипа) применяют
фтористый и кремнефтористый натрий (кис-
лая среда), карбокси метил целлюлозу, суль-
фитцеллюлозные щелоки, жидкое стекло
(щелочная среда). Для подавления кальцита
применяют гексаметафосфат натрия. Воз-
можна обратная флотация с переводом в пен-
ный продукт серпентина. Флотация в этом
случае осуществляется в сильнощелочной
среде при pH > 12 с применением аминного
собирателя жирного ряда [18].
§ 3. Флотация шламов
Проблема флотации шламов имеет особо
важное значение при обогащении нссульфид-
ных руд.
Применение более слабых собирателей
улучшает селекцию при флотации шламов.
Флотация также улучшается в присутствии
углеводородных масел, которые в данном
случае скорее — регуляторы пены, чем до-
полнительные собиратели [71].
Лучшие результаты могут быть получены
при флотации, когда воздух выделяется из
раствора [18].
Одно из направлений во флотации шламов—
применение селективной флокуляции. Перед
флокуляцией пульпа должна быть хорошо
диспергирована. При обогащении немагнит-
ных таконитов разработана следующая тех-
нология. Руду измельчают в присутствии
диспергаторов (едкого натра, силиката на-
трия или полифосфатов натрия) при расходе
от 0,2 до 2 кг/т, затем пульпу перемешивают
с флокулянтом (крахмал тапиока до 0,6 кг/т).
При этом флокулированные окислы железа
осаждаются, а находящиеся во взвешенном
состоянии тонкие шламы пустой породы,
затрудняющие флотацию, удаляются дешла-
мацией. Далее флотируют железные мине-
ралы жирнокислотными собирателями либо
кварц катионным собирателем при депрес-
сии окнелов железа дополнительными загруз-
ками крахмала, или кварц флотируют жирно-
кислотным собирателем в сильнощелоч-
яой среде при активации ее солями каль-
ция,
В других случаях (например, при флота-
ции растворимых солей) применение флоку-
лянтов при небольших расходах (полиакри-
ламид, 10—15 г/т) позволяет селективно
сфло кули ров ать шламы пустой породы и
затем удалить их флотацией.
Имеются сведения, что применение поли-
акриламида при небольших расходах (до 3—
5 г/т) при флотации медно-молибденовой
руды позволяет селективно сфлокулировать
и несколько повысить извлечение шлами-
стого молибденита и медных минералов.
Другое направление во флотации шламов —
применение «носителей» fl8]—так назы-
ваемая ультра флотация. В качестве носителя
используют гидрофобизированные крупные
частицы какого-либо минерала (в том числе
и флотируемого из данной руды).
Для флотации каолина предложено в ка-
честве носителя использовать кальцит, обра-
ботанный жирнокислотным собирателем, а
при флотации фосфористых шламов — серу.
Гидрофобизированная песковая фракция мед-
ной руды Может являться «носителем» при
флотации тон кои змельче иных шла мисты х
промпродуктов.
Носители могут быть использованы не
только для флотации тонких частиц, но и
для усиления их депрессии. Например, обра-
ботанный депрессорами зернистый сфалерит
улучшает депрессию ошламованных цинко-
вых минералов при разделении медно-цинко-
вых концентратов. Аналогичный эффект мож-
но получить при разделении медно-свинцовых
концентратов. В указанных примерах в ка-
честве носителей применялась зернистая
фракция, выделенная из концентрата депрес-
сируемого минерала. Сообщается также об
успешной флотации шламистого лимонита и
гематита крупностью — 60 мкм лаурилсарко-
зидом СПН23— СО- NCH3—СН2—COONa в
электрическом поле. Предполагается, что в
этом случае предотвращается активация квар-
цаионами железа, образующимися при раство-
рении железных минералов в кислой среде.
§ 4. Ионная флотация
Ионная флотация представляет собой метод
разделения, основанный на использовании
границ раздела жидкость—газ для концен-
трирования поверхностно-активных соеди-
нений, находящихся в растворе в ионном
или молекулярном состоянии или образу-
ющихся при взаимодействии'. растворенных
ионов с ионами вводимого в раствор соби-
рателя. Этот метод пригоден для разбавлен-
ных растворов, в которых концентрация из-
влекаемого вещества ниже ИГ3—10-2 моль/л,
нижним пределом считается 1Сгв моль/л.
Если раствор содержит поверхностно-ак-
тивные ионы или молекулы, которые при
пропускании тонкодисперсных воздушных
пузырьков адсорбируются на их поверхности
и концентрируются в сравнительно устой-
чивом пенном слое, такой процесс называется
пенным фракционированием.
Если в растворе имеются тонкодисперсные
гидрофобные осадки или если они образуются
при взаимодействии ионов раствора с ионами
собирателя, процесс их концентрирования
в ценном слое называется флотацией
осадков. Как частный случай флотации
осадков можно рассматривать процесс, когда
имеющиеся в растворе ионы, подлежащие
извлечению, предварительно осаждаются, на-
пример, в виде гидроокиси и затем после
добавления соответствующего собирателя
флотируются.
Извлекаемый компонент концентрируется
в пенном слое в виде так называемой «пенки»
(сублата), которая снимается с поверхности
раствора по мере ее накопления.
Если на поверхность раствора поместить
слой органического растворителя, не сме-
шивающегося с раствором, гидробофные со-
единения, транспортируемые поднимающи-
мися воздушными пузырьками, будут акку-
мулироваться в слое органического раство-
рителя. Такой процесс называется ф л ото -
экстракцией. Он представляет собой
комбинацию флотации ионов или осадков
с жидкостной экстракцией. В отличие от
жидкостной экстракции при флотоэкстракции
для извлечения из раствора требуется зна-
чительно меньше собирателя (экстрагента)
и органического растворителя. Помимо этого
при флотоэкстракции уменьшается эмуль-
сификация органического растворителя в вод-
ном растворе.
Выбор собирателя. В качестве
собирателя при флотации ионов применяют
ионогенные собиратели,.ионы которых имеют
заряд, противоположный заряду извлекае-
мого иона (для извлечения катионов —-
анионный собиратель, для анионов — ка-
тионный):
Для флотации катионов (простых или ком-
плексных):
алкилкарбоксилаты RCOO-
алкил ксантогенаты ROCSr
ал килсульфаты ROSO3
алкилсульфонаты RSO3
ал килфосфаты ROPO^-
Для флотации анионов (простых или
комплексных)
первичные алкиламины RNHJ
четвертичные аммониевые RNH^
373
основания разной степени
замещения R1RaNH+
RlR2RaNH+
RiR3R3^N+
алкилпиридиний R—C6H5N+
Выбор собирателя on ределястся состоя-
нием извлекаемого иона (коллигенда) в рас-
творе. Так как некоторые ионы в зависимости
от pH могут существовать в растворе в виде
анионов или катионов или образовывать
многоядерные комплексы, соответственно
этому подбирается собиратель и оптималь-
ный pH.
Расход собирателя для ионной флотации
значительно выше расхода собирателя при
флотации минералов, поскольку он, как
правило, определяется стехиометрическими
соотношениями для образующегося при
взаимодействии соединения. Поэтому более
выгодны собиратели меньшей молекулярной
массы.
Расход собирателя можно снизить умень-
шением валентности коллигенда, применяя
комплексообразователи или благодаря обра-
зованию ассоциатов ионов.
Необходимо учитывать, что часть соби-
рателя расходуется и на другие ионы рас-
твора, что приводит к увеличению расхода
собирателя сверх стехиометрического по отно-
шению к извлекаемому иону.
В ряде случаев можно резко уменьшить
расход собирателя, если предварительно оса-
дить извлекаемый ион, например, в виде
гидроокиси, которую затем флотировать ка-
ким-либо анионным собирателем.
Влияние pH. В процессе ионной
флотации pH имеет очень важное значение
для извлечения нужного компонента в пен-
ный продукт. Изменение концентрации во-
дородных ионов в растворе влияет на состоя-
ние извлекаемого иона, эффективность дей-
ствия собирателя, растворимость сублата и
стабильность пены. В соответствии с этим
в каждом конкретном случае необходимо
подбирать оптимальный pH. В ряде случаев,
регулируя pH, можно достигнуть селектив-
ного извлечения из раствора нескольких
компонентов. Например, при низких pH
можно извлечь гидроокись железа, а при
последующем ступенчатом повышении pH
можно выделить и гидроокиси Си, Zn, Ni и
Со.
При извлечении растворенных поверхност-
но-активных веществ, со слабыми основными
или кислотными свойствами, регулируя pH,
можно изменять соотношение ионной и моле-
кулярной форм реагента, последняя из кото-
рых — обычно более флотоактивна.
Обработка пенного про-
дукта (выделение извлекаемого иона и
регенерация собирателя). В тех случаях,
когда нет необходимости в регенерации соби-
рателя, выделение коллигенда может быть
достигнуто разрушением пенного продукта
сжиганием собирателя. Однако в большин-
стве случаев применения ионной флотации
для извлечения ценных компонентов реге-
374
нерация основной части собирателя — эко-
номически необходима.
Для регенерации собирателя и отделения
его от коллигенда могут быть использованы
различные методы, зависящие от характера
собирателя. Так, в некоторых случаях воз-
можно растворение пенного продукта в ка-
ком-либо растворителе с последующим оса-
ждением трудно растворимой соли коллигенда
или извлечением его ионитами.
При применении в качестве собирателя
аминов при обработке пенного продукта
растворами щелочей или аммиака можно
выделить амин в виде нерастворимого осно-
вания, а извлеченные в пенный продукт
соединения перевести в щелочной раствор.
Если пенный продукт представляет собой
карбоксилат какого-либо металла, его можно
непосредственно обработать сильной кисло-
той, и при этом собиратель выделится в виде
нерастворимой кислоты, а катионы металлов
перейдут в раствор; возможно также пред-
варительное растворение сублата в аполяр-
ном растворителе с последующей реэкстрак-
цией коллигенда кислотой.
Области применения ион-
ной флотации по своим целям могут
быть разделены на две группы: I) извлече-
ние полезных компонентов из разбавленных
растворов, в том числе различных промыш-
ленных сточных вод, шахтных вод, морской
воды и др.; 2) очистка сточных вод от вред-
ных примесей, содержание которых лими-
тируется санитарными нормами.
Показана принципиальная возможность
применения ионной флотации для извлече-
ния меди, цинка, кобальта, никеля и железа,
молибдена, вольфрама, ванадия, .ниобия,
титана, олова, урана, германия и индия,
циркония и др. из промышленных сточных
вод гидрометаллургических и обогатительных
предприятий.
На Балхашском ГМК внедрен процесс
ионной флотации для извлечения молибдена
из промывных вод производства молибдата
кальция. При очистке сточных вод от вред-
ных примесей ионная флотация может быть
использована для извлечения детергентов,
радиоактивных элементов, хроматов, фос-
фатов, фенолов, коллоидных н микродисиерс-
ных частиц, в том числе и микроорганиз-
мов.
Различные виды ионной флотации могут
быть использованы в аналитической химии
для концентрирования малых количеств,
для выделения и фракционирования веществ
и т. и.
§ 5. Разрушение пены
Прочно минерализованная флотационная пена
может нарушить разделение минералов при
последующих флотационных операциях, вы-
звать затруднения при ее транспортирова-
нии в желобах и повысить потери ценных
компонентов в операциях обезвоживания.
Во всех этих случаях применяют различные
способы разрушения пены.
Пену разрушают механическими, физико-
химическими, вакуумными и другими спо-
собами .
Наиболее простой и достаточно надежный
способ разрушения пены — механиче-
ское разбивание. Для этого может
быть использован блок механической машины
или обычная крестообразная мешалка, встав-
ленная в какую-либо емкость (чан, зумпф
насоса и пр.). При этом необходимо иметь
в виду, что импеллер (мешалка) не должен
находиться в объеме пульпы и его следует
устанавливать на достаточном удалении от
дна сосуда (от 1/3 до 2/3 высоты). Пена
должна поступать прямо на импеллер.
Хорошие результаты также получаются
при использовании блок-насосов с открытой
улитой, сочетающих разбивание пены с пере-
качиванием продукта.
Физико-химические спо-
собы разрушения пены основаны
на применении различных реагентов: солей
многовалентных металлов, их смесей с жид-
ким стеклом, неорганических кислот, аполяр-
ных масел и др.
Для контакта реагента с пузырьками пены
последняя обычно орошается раствором
реагента во время протекания ее тонким
слоем по наклонной плоскости (желобу) или
перемешивается с ним в различных емкостях.
При использовании вакуумных
устройств предусматривают установку
ресивера, в котором окончательно пена
разрушается, а пульпа и воздух разделяются.
Частично пена разрушается при засасыва-
нии и транспортировании в ресивер. Вакуум-
ные устройства могут использоваться для
разрушения пены перед подачей ее на сгу-
щение и для се удаления с поверхности сгу-
стителей .
В эжекторных устройствах
используется сжатый воздух. Пена разру-
шается вследствие разрежения, создавае-
мого на выходе воздуха из сопла, а в иных
устройствах и вследствие удара об отбойник.
Эжекторные устройства могут быть распо-
ложены непосредственно у желоба флота-
ционной машины [18].
При звуковом и ультразву-
ковом гашении пены исполь-
зуются специальные генераторы и сирены.
Электрический способ раз-
рушения нены основан на использова-
нии искрового разряда. Разряд пропускается
между электродом, расположенным над пе-
ной, и самой пеной.
Простой способ разрушения пены — пере-
мешивание пенного продукта в чане с добав-
кой острого пара. Следует не допускать по-
вторного вспенивания продукта в перегрузоч-
ных узлах. Рекомендуется избегать больших
перепадов и вводить поток через загрузочное
устройство под малым углом к поверхности
пульпы,
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Альпину ль А. Д., Киселев П. Г. Гидрав-
лика и аэродинамика. М., Стройиздат, 1975.
2. Альтман А. Б., Берниковский Э. E.t
Гербере А. И. Постоянные магниты. Спра-
вочник. М., Энергия, 1980.
3. Ангелов А. И., Ершов В. С., Лоса-
беридзе С. И. Движение заряженных частиц
в электростатическом поле коронно-электро-
статического барабанного сепаратора. —
Электронная обработка материалов, 1978,
№ 4, с. 45—50.
4. Ангелов A. И., Набиулин Ю. Н. Элек-
тростатические сепараторы свободного па-
дения. М., Недра, 1970.
5. Аникин ЛГ Ф., Иванов В. Д,, Певз-
нер М. Л. Винтовые сепараторы для обо-
гащения руд. М., Недра, 1970.
6. Бадеев Ю. С., Гериг мая Л1. Д. Расчет
скорости движения тел в структурирован-
ной суспензии.—Обогащение руд, 1978,
№ 2, с. 23—29.
7. Бадеев Ю. С., Гершман М. Д., Эн-
гель Р. И. Показатели эффективности обо-
гащения руд в тяжелых суспензиях. — Обо-
гащение руд, 1975, № 4, с. 9—13,
8. Бадеев Ю. С. Структурно-механические
свойства суспензий, применяемых в прак-
тике обогащения руд и влияние их на ха-
рактер движения тел.—В кн.: Некоторые
вопросы теории и технологии обогащения
руд (Тр. Механобра, вып. 131), Л., 1962.
9. Бедранъ И. Г. Флотационные машины
для обогащения угля. М., Недра, 1968.
10. Белов В. И. Флюидизационно-электро-
статическая сепарация. М., Недра, 1977.
11. Белогай И. Д., Задорожный В. Г.
Конусные сепараторы для обогащения рос-
сыпей и руд. М., Недра, 1968.
12. Бельский А. А. К расчету электро-
магнитных систем с применением метода
картины поля. — Обогащение руд, 1963,
№ 1, с. 28—30.
13. Богомолов А. И., Боровков В. С.,
Майрановский В. Г. Высокоскоростные по-
токи со свободной поверхностью. М., Строй-
издат, 1979.
14. Богатов А. Д., Зубынин Ю. Л. Раз-
деление минералов во взвесенесущих пото-
ках малой толщины. М., Недра, 1973.
15. Верховский А. М., Виноградов И. Н..
Арутюнов В. М. Исследование кинетики
процесса отсадки. — Изв. вузов. Горн, журн.,
1959, № 10, с. 141—148.
16. Волкова 3. В., Жусь Г. В., Кузь-
мин Д. В. Диэлектрическая сепарация. М.,
Недра, 1975.
17. Глазанов В. И. К вопросу электро-
статического обогащения угольной мелочи.
М., Углетехиздат, 1950.
18. Глембоцкий В. А., Классен В. И. Фло-
тация. М., Недра, 1973.
376
19. Годен А. М. Флотация. Пер. с англ.
М., Госгортехиздат, 1959.
20. Голованов Г. А. Флотация Кольских
а патитсо держащих руд, М., Химия, 1976.
21. Деркач В, Г. Специальные методы
обогащения полезных ископаемых. М., Недра,
1966.
22. Евсиович С. Г., Журавлев С. И. Обо-
гащение магнетитовых руд. М., Недра, 1972.
23. Егоров В. Л. Магнитные, электриче-
ские и специальные методы обогащения руд.
М., Недра, 1977.
24. Егоров Н. Ф. Расчет производитель-
ности барабанных магнитных сепараторов.—
Обогащение руд, 1969, № 5, с. 18—20.
25. Замыцкий В. С., Великий М. И. Экс-
плуатация и ремонт магнитных сепараторов.
М., Недра, 1977.
26. Замятин О. В- Критерий эффектив-
ности концентрации шлиховых минералов
при обогащении песков на шлюзах. — Цв.
металлы, 1974, № II, с. 81—83.
27. Захваткин В. К-, Баранов В. Ф. Опыт
производства н эксплуатации флотационных
машин с камерами большого объема в за-
рубежной практике обогащения руд, — Цв.
металлы, 1975, № 7, с. 78—86.
28. Захваткин В. К., Барченко Л. Ю. Со-
временные зарубежные флотационные ма-
шины. М., Цветмети «формация, 1971.
29. Иванов В. Д., Требуховский Г. И. Вин-
товой концентратор промышленных размеров
для обогащения крупнозернистого материа-
ла. •— Колыма, 1975, № 12, с. 27—28,
30. Исаев И. И. Концентрационные столы.
М., Госгортехиздат, 1962.
31. Исследование скоростной структуры по-
тока воды в межрифельном пространстве
концентрационного стола/Н. Н. Виноградов,
В. А. Волченко, Л. Ф. Журбинский н др. —
Тр. Ип-та обогащения тверд, горючих иско-
паемых, 1973, № 1, вып. 3, с. 8—13.
32. Каковский И. А., Ревнивцев В. И.
О влиянии состояния поверхности на про-
цесс электрической сепарации минералов
с малой электропроводимостью. — V Между-
народный конгресс по обогащению полез-
ных ископаемых. М., 1962.
33. Кармазин В. И., Кармазин В. В. Ма-
гнитные методы обогащения. М., Недра,
1978.
34. Кармазин В. И. Современные методы
магнитного обогащения руд черных метал-
лов. М., Госгортехиздат, 1962.
35. Карнаухов И. М. Технология доводки
коллективных концентратов с помощью элек-
трической сепарации. М., Недра, 1966.
36. Квасков А. И. Технологическая харак-
теристика и схемы обогащения железных руд
магнетитового типа. — Тр. Механобра, 1958,
вып. 105, с. 159.
37. Казевальтер Б- В. Теоретические ос-
новы гравитационных процессов обогаще-
ния. М., Недра, 1979,
38. Классен В. И., Мокроусов В. А- Вве-
дение в теорию флотации. М., Госгортех-
издат, 1959.
39. Кнаус О- M.t Гуревич Р. И., Ува-
ров Ю. П. Процесс пенной сепарации и его
отличие от флотации из объема пульпы.—
Цв. металлы, 1968, № 8, с. 21—24.
40. Крутий В. В., Скородский В. Е.
Электромагнитные сепараторы для обогаще-
ния слабомагнитных руд и россыпей. М.,
Недра, 1968.
41. Кузькин С. Ф. К вопросу о физических
основах электростатической сепарации.—
В кн.: Металлургия цветных металлов,
№ 22, М., 1952, с. 5—27.
42. Культин Е. И. Обезвоживание. —
В кн.; Механобр — 50 лет. Л., 1970, с. 170—
177.
43. Ломовцев Л. А., Нестерова Н. А.,
Дробченко Л. А. Магнитное обогащение
в силыюмагнитных рудах. М., Недра, 1979.
44. Лященко П. В. Гравитационные ме-
тоды обогащения. М., Госгортехиздат, 1940.
45. Мамедов А. И. Физические методы
обогащения калийных руд. М., НТИ НИИ-
ТЭХима, 1979.
46. VIII Международный конгресс по обо-
гащению полезных ископаемых (в 2-х то-
мах). Л., 1968—1969.
47. Месенлшин А. И. Электрическая се-
парация в поле короны чередующейся по-
лярности. — Электронная обработка мате-
риалов, 1978, № 6 (78), с. 83—85.
48. Месеняшин А. И. Электрическая се-
парация в сильных полях. М., Недра, 1978.
49. Месеняшин А. И. Электрические силы
при электросепарации по проводимости. —
Обогащение руд, 1976, № 3, с, 15—19.
50. Мещеряков Н. Ф. Флотационные ма-
шины и аппараты. М., Недра, 1982.
51. Митрофанов С. И. Влияние скорости
протекания пульпы на скорость и селектив-
ность флотации. — Цв. металлургия, 1941,
№ 17, с. 16 -20.
52. Митрофанов С. И. Селективная фло-
тация. М., Недра, 1967.
53. Михайлов Б. В., Гуревич В. Г.,
Сердюк Б. П. Методика расчета основных
параметров процесса промывки щебня и
гравия в корытных мойках. —- Тр. ВНИИНе-
руда, 1972.
54. Михайлов Б, В., Сердюк Б. П., Иси-
ченко Б. Н. Кинетика процесса промывки.—
Тр. ВНИИНеруда, вып. 27, 1970.
55. Мясников Н. Ф. Новая технология
обогащения окисленных руД- Наука,
1971.
56. Нагота Т. Магнетизм горных пород.
М., Мир, 1965.
57. Непомнящий Е- А. Расчет показателей
процессов грохочения и отсадки. — Обо-
гащение руд, 1963, № 6, с. 20—23.
58. Олевский В. А- Конструкции и расчет
механических классификаторов и гидроцик-
лонов. М., Госгортехиздат, 1960.
59. Олофинский Н. Ф., Новикова В. А.
Трибоадгезионная сепарация. М., Наука,
1974.
60. Олофинский II. Ф. Электрические ме-
тоды обогащения. М., Недра, 1977,
61. Орбитальный шлюз для обогащения
гравитационных шламов/Е. Н. Вишневский,
Б. В. Кизевальтер, Н. Н. Курова, В. И. Рев-
нивцев. М., Цветметинформация, 1978.
62. Основы электрогазодинамики дисперс-
ных систем/И. П. Верещагин, В. И. Леви-
тов, Г. 3. Марзабекян, М. М. Пашин. М.,
Энергия, 1974.
63. Остапенко П. Е. Обогащение желез-
ных руд. М., Недра, 1977.
64. Плаксин И. Н., Глембоцкий В. А.,
Классен В. И. Флотация. М., Гортехиздат,
1961.
65. Попков В. И., Глазов М. И. Кинетика
зарядки я динамики волокон в электриче-
ском поле. 14., Наука, 1976.
66. Рафалес-Ламарка Э. Э. Применение
методов теории вероятностных процессов при
исследовании расслоения постели отсадочных
машин. — Научн. тр. УкрНИИУглеобога-
щення, т. Ill, М., 1964, с. 50—68.
67. Ревнивцев В. И., Олофинский Н. Ф.
Использование структурных дефектов кри-
сталлической решетки минералов с близкими
свойствами для их разделения методами
обогащения. — XI Международный конгресс
по обогащению полезных ископаемых.
Кальяри, 1975.
68. Самылин Н. А., Золотко А. А., По-
чинок В. В. Отсадка. М., Недра, 1976.
69. Сочнее А. Я. Новый метод теоретиче-
ского исследования магнитного поля элек-
тромагнитов. — ДАН СССР, 1941, т. 33,
№ I, с. 25—28.
70. Таггарт А. Ф. Справочник по обога-
щению руд полезных ископаемых. М,, Ме-
талл у ргиздат, 1948— 1952.
71. Теория и технология флотации руд/
О. С. Богданов, И. И. Максимов, А. К. Под-
пек, Н. А. Янис. М., Недра, 1980.
72. Технология пенной сепарации и ее
промышленное применение В. А. Малинов-
ский, Н. В. Матвеенко, О. М. Кнаус и др.—
Сб. советских докладов. X Международный
конгресс по обогащению полезных ископае-
мых (Лондон, апрель 1973). М., Цветметин-
формация, 1973, с. 89—109.
73. Томов Г. Г. Обогащение руд в тяже-
лых жидкостях. М., Наука, 1968.
74. Троицкий В. В. Промывка полезных
ископаемых. М., Недра, 1978.
75. Труды научно-технической конферен-
ции института Механобр (в 2-х томах). Л.,
1968—1969.
76. Фишман М. А., Соболев Д. С. Прак-
тика обогащения руд цветных и редких
металлов, т. 1, II, HI, IV. М., 1957—1963.
77. Фоменко Т. Г. Гравитационные про-
цессы обогащения полезных ископаемых.
М., Недра, 1966.
78. Шинкаренко С. Ф., Либефорт 10. И.
Обогащение марганцевых руд. — Науч. тр.
1Чеханобрчермет. М., 1965.
79. Шохин В. Н., Лопатин А. Г. Грави-
тационные методы обогащения. ЛЕ, Недра
1980.
80. Шохин В. Н. Новое в теории и тех-
нологии руд в суспензиях. М., Недра, 1977.
81. Этлин И. М., Протасов В. Д.у Колча-
нов В. М. Результаты испытаний повой
машины пенной сепарации ФП-16. — В кн.:
Пенная сепарация, вып. 2, М., 1976, с. 48—
51.
377
82. Bagnold R. A. The flow of cohesionless
grains in fluid. — Phil. Trans. Ray. Soc.
of London. Series A. 1956, vol. 249, N 964,
p. 235—295.
83. Brozek Af., Flege H,, Lurek F. Porovno-
voci znousky ruznveh typu mesided flota-
toru. — Rudy, 1978, 26, N 11, 332—
336.
84. Bull W. R., Spottiswaod U. J. A study
of Mixing. Patterns in a bank of flotation
cells. — Quarterly, the Colorado School of
Mines, 1974, vol. 69, p. 1—26.
85. Burt R. 0. Development of the Bart-
ies—Crossbelt concentrator for the gravity
concentration of fines. — Intern. Journ. Mi-
neral Processing, 1975, vol. 2, N 3, p. 219—
234.
86. Forssberg R. S., Sandstrom E. Operation
characterisctics of the Reichert cone in ore
processing. — Industrie minerale—mineralur-
gie, 1979, N 4, p. 223—232.
87. Fraas F. Electrostatic separation of
granular materials. U. S. Dept, of the Interior
Bureau of Mines, 1962.
88. Grainger-Allen T, J. N. Bubble genera-
tion in froth flotation machines — Trans.
Inst. Mining Met., 1970, vol. 79, N 760,
p. 15—22.
89. Mills C., Burt C. R. Thin film gravity
concentrating devices and the Bartles-Mozley
concentrator. —Mining Magazine, 1979, N 7,
p. 32—39.
90. Ralston О. C. Electrostatic separation
of mixed granular solids. — N. Y., Else
vier Publishing Co., 1961.
91. Przeglad Nyczkowski,
H. Ogara, J. Komarovski e. a. — Rudy i me-
tale niezelazne, 1977, R-22, N 11, s. 618—624.
92. Schubert H. Aufbereitung fester mine-
ralischer Rohstoffe. — Leipzig, 1967, Bd. II,
p. 472.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Адсорбция
уравнения 249
физическая 248
Активаторы 253
Бутары 19
Вашгерд гидравлический 17
Вибромойка 25
Вязкость кажущаяся 30
Грохоты промывочные
барабанные 18
вибрационные 23
Грохочение руды 156
Магнитное обогащение руд
комплексных магнетитовых 204
магнетито-гематитовых 205
магнетито-мартитовых 205
магнетитовых 202
марганцевых 206
медг/о-никелевых 204
обожженных железных 203
оолитовых железных 206
сидерито-баритовых 206
титаномагнетитовых 203
Магнитное поле 132
Магнитный момент, поток 132
Магнитные дешламаторы 201
Минералы немагнитные, сильномагнитные,
слабомагнитные 135
Модификаторы 248, 253, 281
Мойки корытные 21, 22
Движение жидкости
ламинарное 9
турбулентное 10
Депрессоры 254
Закон
логарифмический 10
степенной 10
Концентратор
веерный «Спенсера» («Карпко») 117
«Кеннона» 116
«Рейхерта» 116
струйный Гиредмета 115
Концентрационный стол
зарубежный 96
однодечный 90
опорного тип 95
трехдечный 95
ЯСК-1 93
Коронный разряд 212
Коэффициент
разрыхления постели, слоев 45
удельной равной ритягиваемости 138
шероховатости II
Надпостельный слой 44
Обогащение в тяжелых жидкостях 44
Отсадочные машины
беспоршневые 59, 62, 77
диафрагмовые 56, 57, 71
«Кливленд» 59
пневматические 69
поршневые 55, 71
с подвижным решетом 53. 54
Пенное фракционирование 373
Пенообразователи 248, 258, 276—281
Пептизация 260
Пирротин 137
Пневматические столы 100
Подрешетная вода 44
Постель
искусственная 44, 48
разрыхленность 45
толщина 52
Промывистость руд 14
Магнетит 136
Магнитная
восприимчивость вещества 134, 135
индукция средняя 148
проницаемость 134, 135
сегрегация 154
Равенство
Дерягина 153
А. Я. Сочнева 142
Разделение
гидравлическое 5
сегрегационное 5
Реагенты вспомогательные 259
Регенерация утяжелителей 205
379
Сегрегация магнитная, механическая 154
Сепаратор
барабанный
магнитный 163, 164, 169—171
электромагнитный 162—165, 177
валковый электромагнитный 183—185
190
винтовой 120, 124
роторный электромагнитный 195- 197
Сепарация диэлектрическая, пироэлектри-
ческая 211
Сила
гравитационная 5
магнитная удельная, условная 134, 135
магнитодвижущая 134
электрическая 213
Система
вязкопластичная 29
делатансионная 30
непьвдтоновская 29
ньютоновская 29
Скорость
критическая 9
флотации 261
Скруббер 19
Скруббер-бутар а 20
Собиратели 248, 250, 264
анионные 250, 264—279
катионные 252 , 273
неионогенные 252, 274—275
Суспензии
бесструктурные 30
плотность 31
структурные 30
устойчивость 30
Сушка руды 156
Схемы флотации
коллективной 335
комбинированные 336
многостадиальные 331
одностадиальные 331
селективной 335
с раздельной флотацией песков и шла-
мов 334
Тип нарифления 87
Трибоэлектрический эффект 209
Уравнение
Белоглазова 262
Гиббса 250
Неймана 246
Утяжелители
гранулометрический состав 33
регенерация 32, 41
Ферросилиций 137
Флокулянты 260
Флокуляция 248
Флотационный аппарат (желоб) 117
Флотационные машины
механические
«Бут» 300
«Вормен» 305
«Денвер Суб-А» 295
завода им. Котлякова 293
завода им. Тельмана 304
«Механобр» 294
«Минемет» 304
«Фагергрин» 298
пенной сепарации 327
пневматические
«Апатит» 325
«Келлоу» 322
«Мак-Интош» 322
«Саусвестерн» 323
пневмомеханические
«Аджитейр» 308
«BCS» 318
«Дави-2» 320
«Денвер D — R» 311
«Максвелл» 320
«ОК-16» 317
«Сала» 312
ФПМ 306
«IZ» 318
с кипящим слоем 326
Флотация
ионная 361
масляная 246
пенная 246
пленочная 246
растворимых солей 367
РУЛ
баритовых 359
берилловых 361
бокситовых 359
вольфрамовых 353
графитовых 366
железных 370
золотосодержащих 349
кианитовых 361
кобальтсодержащих 348
литиевых 362
марганцевых 372
мед но-никелевых 344
медно-свинцовых 348
медно-цинково-пиритных 343
медных сульфидных 339
молибденовых и висмутсодержащих
351
мышьяксодержащих 348
оловянных 358
полевошпатовых 365
полиметаллических 340
редкоземельных 357
ртутных 359
Серных 366
силикато-флюоритовых 364
сурьмяных 359
тальковых 366
тантало-ниобиевых 354
титановых 355
ториевых 357
урановых 357
флюорито-баритовых 364
флюоритовых 364
фосфатных 362
хромитовых 372
380
Флотация руд
циркониевых 356
шламов 372
Флотоэкстракция 373
Формула
Ампера 132
Базена II
Кармазина 137
Люйкена-Дина 36
Маннинга II
Шези 11
Число пластичности 14
Шлюз 104
винтовой 126
длина 105
уклон 105
Хемосорбция 248
Цикл отсадки 44
Электризация (зарядка) минералов 211
Электрическое поле 213, 214
Электропроводность минералов 209
Энергетическая теория разделения ча
стиц 6
СПРАВОЧНИК
ПО ОБОГАЩЕНИЮ РУД
Основные процессы
Под ред. О. С. Богданова
Редакторы издательства: Т. Д. Новикова,
О. И. Паркани
Переплет художника А. Е. Чучканова
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технический редактор Е. С. Сычева
Корректоры: А. А. Передерникова,
С. В. Зимина
И Б Ns 2853
Сдано в набор 05.08.82. Подписано в печать
1 1.02.83. Т-02649. Формат 70Х Ю0‘/и- Бумага
типографская № 1. Гарнитура «Литературная».
Печать высокая. Усл. цеч л. 30,96. Усл. кр.-отт.
50,96. Уч.-изд. л. 38.84, Тираж 8500 экз.
Заказ 219/7384—11. Цена 2 р. 60 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра»,
103633, Москва, К-12. Третьяковский проезд, 1/19.
Ленинградская типография № 6
ордена Трудового Красного Знамени
Ленинградского объединения «Техническая книга»
им. Евгении Соколовой Союзполиграфпрома
при Государственном комитете СССР
по делам издательств, полиграфия и книжной
торговли.
193144, г. Ленинград, ул. Моисеенко, 10.
УДК [522.7 : W2-34) (035)
Ссфмэчкк». fix' руд Основные
гроцсссы/Под ред. О. С. Богданова, 2-е над.»
иерераб и доп, М., Надра, 1983, с, 381.
Является самосголтел1.ни.ч гомоы «Спра-
ночнккл пл обогащению рудэ. В иЗД содер-
жатся теоретические к [фактические сведеимя
по грйБитаимознсиы процессам (промывке,
ОГС5ДКГ, Стмт?¥ У 3 TffTttC.IJ.LM
суспензиях). магвитсим, ьлектрп^скнм и
флотационным методам обогащении к соот-
ве чствующ^му оборудованию. Второе издание
(1-е над. — 1974) цсрсрнботДлО н дополнено
новыми материалами tto иберудовакию и тех-
нологии обогащения руд.
Дл±- сюеиваллсгов-обога‘11телей, жбетам-
щих и ноокышлекног.тк, научно-нсслсдова-
телвгквх н проектных институтах Может
быть tiO-ieocK преподавателем и студента и
jopHhiK к горно-'и.-таллургических кудов.
Табл. 161, ял, 244 список лит. —92 казн.
Авторы:
Ю. И. Амл»,А, И Ah'&mo»,{i fi Ав.г£М-
er-ibifuZ-v, Л?. Р. .4j(jь/лко*, Ю, С Бд<?елг,
4. И. -Gajrciewwwtf, Л- /О. (7 С Виг-
ваме, fl, И Всм^ге. С- И- Гор.хжкый,
В Г Г ургнм, В. Г. Дедкстч, Н‘ Ф /-го/],**,
id. (f. i'poitKU’i, И. К. /ffflcT, <1. Я- Л'алорг^м,
В. В. KKaetftLtbiWffi, I U- AT/pcowfl.
.14. И'Ливри’.пвич, И- И ^йксхио&. С- Г. ,V|cer-
дслто» F и7. Afe-jjcverr. 4. И-
fi, Ф Cjjc^uf.rifyy. .^7 .4 CtepwitЛ'нярею!
А. Л. В. Я. ₽?бн^в41?б, В В.
ки.чй. В Г. Стрсльъцч
Pev wpi и
кати. техн, на^к ,Л ;. Псдтосое (ВИМС),
какд. техн, наук С- ФдисХксн (Уральска-
нобр), Bdfc^. .слег- наук А- И. Ангела»
(Н11> кФ], преф., Д'Ц техн. на\к 2? 4 , /дг-чт-
604*fOJ (ИПИ).
2505000000— ГО4
№(И1)-83 »>’-»!
© Издательство зНидрв-, 1983