Автор: Зверевич В.В. Перов В.А.
Теги: обогащение минерального сырья полезные ископаемые горное дело
Год: 1971
Текст
В. В. ЗВЕРЕВИЧ, В. А. ПЕРОВ
ОСНОВЫ
ОБОГАЩЕНИЯ
ПОЛЕЗНЫХ
ИСКОПАЕМЫХ
Допущено Министерством высшего
и среднего специального образования СССР
в качестве учебника для студентов вузов,
обучающихся по специальности
«Обогащение полезных ископаемых»
ИЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДР А»
Москва-1971
УДК 622.7 (075)
Основы обогащения полезных ископаемых.
Зверевич В. В., Перов В. А. М., изд-во
«Недра», 1971. 216 стр.
В книге рассмотрены методы, процессы и схемы
обогащения полезных ископаемых. Описано обору-
дование для дробления, измельчения, классификации,
обогащения и обезвоживания, применяемое на обога-
тительных фабриках. Приведены общие сведения
о фабриках и технико-экономические показатели их
работы.
Книга предназначена в качестве учебника для
студентов горных и горнометаллургических вузов
по специальности «Обогащение полезных ископа-
емых» и может быть полезна учащимся техникумов
той же специальности.
Таблиц 5, иллюстраций 147, библиография —
20 названий.
Рецензенты: кафедра обогащения полезных иско-
паемых Северо-Кавказского горнометаллургического
института и доц., канд. техн, наук М. А. Фишман.
I библиотека
Академии наук БССР i
ЗВЕРЕВИЧ ВИКТОР ВЛАДИМИРОВИЧ,
ПЕРОВ ВАЛЕНТИН АЛЕКСАНДРОВИЧ
Основы обогащения полезных ископаемых
Отв. редактор В. А. Кулишов
Редактор издательства Н. Т. Бащенко Техн, редактор А. Е. Матвеева
Переп !ет художника К В Го икова Корректор В. П- Крымова
Сдано в набор 7/X 1 970 г Подписано в печать 15/XII 1970 г. Т-18149 Формат 60 X 90’/,в.
Печ л. 13,5 Уч-изд л. 14,0 Бумага К» 2. Индекс 1 — 1—1. Заказ 1908/3231—11.
Тираж 7700 зкз Цена 68 коп. ч
Издате ьство «Недра». Москва, К-12, Третьяковский проезд, 1/19.
Ленинградская типография № 14 «Красный Печатник» Главполиграфпрома
Комитета по печати при Совете Министров СССР.
Московский пр., 91.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
Предисловие ........................................................................... 5
Глава I. Основные понятия.............................................................. 6
§ 1. Значение обогащения полезных ископаемых для народного хо-
зяйства ...................................................... 6
§ 2. Методы, процессы и операции обогащения........................................ 8
§ 3. Технологические показатели обогащения........................................ 13
Глава II. Гранулометрический состав .................................................. 18
§ 1. Диаметр зерна и класс крупности.............................................. 18
§ 2. Ситовый анализ................................_.............................. 18
Глава III. Грохочение ................................................................ 22
§ 1. Эффективность грохочения .................................................... 22
§ 2. Процесс грохочения........................................................... 24
§ 3. Рабочая поверхность грохотов................................................. 25
§ 4. Грохоты ...............................................ч 26
Глава IV. Классификация .............................................................. 35
§ 1. Закономерности падения минеральных зерен в воде и в воздухе 35
§ 2. Процесс гидравлической классификации......................................... 38
§ 3. Седиментационный анализ.....................'................................ 40
§ 4. Гидравлические классификаторы................................................ 41
§ 5. Механические классификаторы.................................................. 43
§ 6. Гидроциклоны ................................................................ 47
§ 7. Центробежный воздушный сепаратор............................................. 49
Глава V. Дробление и измельчение...................................................... 50
§ 1. Процессы дробления и измельчения............................................. 50
2. Щ ековые дробилки ......................................................... 55
§ 3. Конусные дробилки .......................................................... 57
§ 4. Валковые дробилки............................................................ 68
§ 5. Молотковые дробилки и дезинтеграторы......................................... 70
§ 6. Барабанные мельницы ......................................................... 72
§ 7. Схемы измельчения ........................................................... 82
Глава VI. Гравитационный метод обогащения............................................. 85
Г. 1. Отсадка ................................................................... 85
S 2. Обогащение в тяжелых средах... 89
§ 3. Обогащение угля в песчаной суспензии..... 98
§ 4. Обогащение в потоке воды, текущей по наклонной плоскости 99
§ 5. Моечные желоба для обогащения угля..................... 100
§ 6. Шлюзы .. 101
§ 7. Струйные желоба и конусные сепараторы.. 104
§ 8. Винтовые сепараторы .. 106
§ 9. Концентрационные столы .. 108
§ 10. Пневматическое обогащение ............................................. 114
Глава VII. Промывка .................У........................................ 119
Глава VIII. Флотационный метод обогащения....................................... 124
§ 1. Общее описание флотационного разделения минералов .... 124
S 2. Элементарный акт пенной флотации........................................... 127
1* 3
Стр.
§ 3. Классификация флотационных реагентов. 129
| 4. Собиратели ............................................................ 129
§ 5. Пенообразование и пенообразователи..... 132
§ 6. Депрессоры (подавители) ..... 135
§ 7. Активаторы ..... 136
§ 8. Регуляторы среды ..... 137
§ 9. Флотационная аппаратура . 139
§ 10. Технология флотационного процесса...... 147
§ И. Схемы флотационного обогащения. 150
§ 12. Практика флотации ...... 153
Глава IX. Магнитный метод обогащения ............................................. 158
§ 1. Физические основы магнитного обогащения.................................. 158
§ 2. Сепараторы для сильномагнитных руд....................................... 160
.§ 3. Сепараторы для слабомагнитных руд........................................ 163
§ 4. Схема магнитообогатительной фабрики...................................... 165
§ 5. Магнетизирующий обжиг руд.............................................. 166
Глава X. Электрический метод обогащения........................................... 168
Глава XI. Прочие методы обогащения................................................ 171
§ 1. Ручная и механизированная рудоразборка ................................. 171
§ 2. Избирательное дробление и декрипитация................................... 172
§ 3. Обогащение по трению и форме зерен....................................... 173
Глава XII. Обезвоживание продуктов обогащения..................................... 174
§ 1. Назначение операций обезвоживания........................................ 174
§ 2. Обезвоживание дренированием..................;........................... 175
§ 3. Сгущение ................................................................ 176
§ 4. Фильтрование ........................................ . 179
§ 5. Центрифугирование...................................................... 184
§ 6. Сушка ................................................................... 186
Глава XIII. Пылеулавливание ................................................... 190
§ 1. Сухие пылеуловители...................................................... 190
§ 2. Электрофильтры ......................................................... 193
§ 3. Мокрые пылеулавители ................................................... 194
Глава XIV. Контроль и опробование на обогатительных фабриках 196
§ 1. Назначение контроля и опробования........................................ 196
§ 2. Отбор проб . . 197
§ 3. Подготовка проб к исследованию.................. . . 200
§ 4. Контроль основных параметров технологического процесса' 201
§ 5. Технологический и товарный балансы.................... . 202
§ 6. Автоматизация обогатительных фабрик ... .......... 203
Глава XV. Обогатительные фабрики ..............206
§ 1. Промышленная площадка обогатительной фабрики ... . 206
§ 2. Цеха и отделения обогатительной фабрики . ... . 207
§ 3. Хвостовое хозяйство....................... . . . . 209
§ 4. Производительность труда и структура затрат по переработке
в РУДИ ....................................................................... 212
§ 5. Техника безопасности........................ . . . 213
Литература........................................................................ 216
4
ПРЕДИСЛОВИЕ
Книга написана в соответствии с программой курса «Основы
обогащения полезных ископаемых», изучаемого студентами спе-
циальности 0204 «Обогащение полезных ископаемых» горных и горно-
металлургических вузов. Объем учебника и полнота изложения
материала определились назначением курса и временем, предусмо-
тренным для него по учебному плану. В книге описаны методы,
схемы и процессы обогащения, устройство и принцип действия
основных машин и аппаратов и приведены общие сведения об обога-
тительных фабриках как производственных предприятиях. Объем
книги рассчитан на то, чтобы студент освоил общие понятия, опре-
деления, основные положения технологии обогащения полезных
ископаемых и ознакомился со специальной терминологией и тем
самым подготовился к изучению специальных дисциплин.
Все замечания по книге просим направлять на кафедру обогаще-
ния полезных ископаемых Ленинградского ордена Ленина и Тру-
дового Красного Знамени горного института им. Г. В. Плеханова.
ГЛАВА I
X
ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ
§ 1. Значение обогащения полезных ископаемых
для народного хозяйства
Обогащение полезных ископаемых яв-
ляется отраслью промышленности, пере-
рабатывающей твердые полезные ископа-
емые с целью получения концентратов, т. е.
продуктов, качество которых выше качества
исходного сырья и удовлетворяет требова-
ниям дальнейшего использования их в на-
родном хозяйстве.
Качество полезных ископаемых и продуктов обогащения опре-
деляется содержанием ценного (полезного) компонента, примесей,
элементов-спутников, а также крупностью и влажностью материала.
Ценным компонентом называют тот элемент или при-
родное соединение, для получения которого добывается полезное
ископаемое. Например, медь, свинец, железо, асбест, в медных,
свинцовых, железных, асбестовых рудах соответственно будут цен-
ными компонентами.
Примеси могут быть полезными и вредными.
Полезными примесями называют элементы или при-
родные соединения, содержащиеся в небольших количествах в полез-
ных ископаемых, которые, примешиваясь к ценному компоненту,
улучшают его качество или облегчают его выделение. Ванадий,
вольфрам, марганец, хром в железных рудах — полезные примеси,
так как, попадая в выплавляемый из руды металл, улучшают его
качество.
Вредными примесями называют элементы или при-
родные соединения, содержащиеся в небольших количествах в полез-
ных ископаемых, которые, примешиваясь к ценному компоненту,
ухудшают его качество или затрудняют его выделение. Например,
сера и фосфор в железных рудах и коксующихся углях — вредные
примеси.
Элементами-спутниками называют ценные эле-
менты, которые содержатся в полезных ископаемых в небольших
количествах, и их извлечение из данного полезного ископаемого
становится экономически целесообразным только потому, что они
добываются из недр земли попутно с основным ценным компонентом.
6
Например, благородные металлы в полиметаллических рудах, ко-
бальт и другие цветные металлы в некоторых железных рудах
являются элементами-спутниками. Элементы-спутники при обогаще-
нии выделяют в самостоятельные продукты или в один продукт
с основным ценным компонентом и в дальнейшем извлекают в про-
цессе металлургической или химической переработки.
Качество полезного ископаемого и выделяемого из них концен-
трата тем выше, чем выше в нем содержание полезного компонента,
элементов-спутников и полезных примесей и чем ниже содержание
вредных примесей. Чем выше качество продукта, тем он богаче,
так как содержит больше полезного компонента. Поэтому обра-
ботка полезных ископаемых, приводящая
к получению концентратов, продуктов бо-
лее богатых, чем исходное сырье, и отрасль
промышленности, осуществляющая такую
обработку называются обогащением по-
лезных ископаемых.
В некоторых случаях качество полезного ископаемого или про-
дукта обогащения зависит от крупности кусков. Например, качество
угля возрастет, если его рассортировать по крупности и каждый сорт
сжигать отдельно или если мелкий уголь спрессовать в брикеты
одинакового размера и формы. Таким образом, сортировка и брикети-
рование улучшают качество топлива и с этой точки зрения могут
считаться обогатительными процессами, хотя при этом и не повы-
шается содержание полезного компонента х.
Непосредственная металлургическая или химическая переработка
полезного ископаемого целесообразна только в том случае, если со-
держание в нем полезного компонента не ниже некоторого предела,
определяемого главным образом уровнем развития техники и тех-
нологии производства. Основная часть полезных ископаемых в своем
естественном виде не соответствует этому условию. Включение обо-
гащения в цикл переработки полезных ископаемых позволяет из до-
бываемых полезных ископаемых выделить богатые продукты — кон-
центраты и использовать сырье с большим экономическим эффектом.
При этом достигается следующее:
увеличиваются промышленные запасы полезных ископаемых, так
как становится возможной добыча бедных руд и многобалластных
углей;
повышается производительность труда и упрощаются системы
разработки, т. е. удешевляются работы при добыче полезных иско-
паемых* так как можно вести не выборочную, а сплошную выемку
РУды и полнее механизировать горные работы;
повышается производительность труда и удешевляется металлур-
гическая или химическая переработка полезных ископаемых, так
1 В черной и цветной металлургии перед плавкой в шахтных печах тонко-
зернистые концентраты укрупняют окомкованием или агломерацией. Эти опера-
ции связаны с обжигом, сопровождаются химическими превращениями и не
Должны считаться обогатительными операциями.
7
как с увеличением содержания полезного компонента в продуктах,
поступающих на металлургические или химические заводы, резко
снижаются расходы топлива, флюсов, кокса, электроэнергии, хими-
ческих реактивов, растет производительность металлургических пе-
чей и химической аппаратуры, улучшается качество конечной про-
дукции и уменьшаются потери ценного компонента в отвальных про-
дуктах;
полезные ископаемые используются комплексно, так как обога-
щение позволяет извлечь из них все или почти все ценные компо-
ненты, имеющие промышленное значение;
снижаются расходы на транспортирование, так как на большие
расстояния будут перевозиться только концентраты, а не весь объем
добытого ископаемого сырья.
Требования к качеству концентратов называют кондициями
и устанавливают их исходя из технологии и экономики переработки
данного сырья с обязательным учетом возможностей обогащения
и свойств данного полезного ископаемого. Нельзя устанавливать
такие кондиции, которые при современном развитии техники обога-
щения не могут быть достигнуты. Кондициями устанавливается ниж-
ний предел для содержания полезного компонента и верхний предел
для содержания вредных примесей, а также крупность и влажность
концентрата.
Обогащение полезных ископаемых является важной отраслью
промышленности, развитие которой диктуется интересами народного
хозяйства. В настоящее время в Советском Союзе обогащаются все
добываемые руды черных, цветных и редких металлов, руды неме-
таллических ископаемых и до 70% всех углей.
Планы развития народного хозяйства СССР, принятые XXIII съез-
дом КПСС, предусматривают дальнейшее развитие обогащения,
соответствующее запланированному росту добычи полезных иско-
паемых.
§ 2. Методы, процессы и операции обогащения
Полезные ископаемые — сложный комплекс различных минера-
лов. Ценный компонент в полезном ископаемом чаще всего находится
в составе соответствующих минералов. Например, медь в медных
рудах входит в состав медьсодержащих минералов: халькопирита,
борнита, ковеллина и др. Реже ценный компонент присутствует
в полезном ископаемом в чистом (самородном) виде, например бла-
городные металлы, алмазы, графит, сера и т. и. Минералы, содержа-
щие ценный компонент, называются полезными мине-
ралами. Минералы, не содержащие ценного компонента или
полезных примесей, называются пустой породой. Обычно
полезные минералы вкраплены в виде зерен различной крупности
в пустую породу, которую часто называют вмещающей породой.
Следует сразу подчеркнуть относительность понятий полезный
минерал, вредная или полезная примесь, пустая порода. Отнесение
минерала к одному из этих понятий имеет силу только для данного
8
конкретного полезного ископаемого при современном уровне разви-
тия техники обогащения и технологии последующей переработки
с учетом потребности народного хозяйства в этом сырье.
Один и тот же минерал в исходном сырье может быть полезным,
а в другом — пустой породой. Например, кварц в сырье для кера-
мической промышленности является полезным минералом, а в рудах
цветных или черных металлов — пустой породой или даже вредной
примесью.
По мере развития техники обогащения и технологии дальнейшей
переработки продуктов обогащения, а также при увеличении потреб-
ности народного хозяйства в определенном сырье минералы в том
или ином полезном ископаемом могут быть переведены из разряда
пустой породы в разряд полезных минералов. Например, нефелин
из апатито-нефелиновой руды Кольского полуострова раньше не из-
влекался, т. е. считался минералом пустой породы; в настоящее
время получают нефелиновый концентрат и минерал нефелин стал
полезным минералом.
Выделение ценного компонента из полезного ископаемого в ко-
нечном счете происходит в результате такой переработки, при кото-
рой слагающие его минералы подвергаются химическим преобразо-
ваниям. Появляются новые химические соединения: из минералов
выплавляются металлы, апатит превращается в суперфосфат и т. п.
Такая обработка полезных ископаемых и продуктов их обогащения
осуществляется металлургической, химической, керамической, сте-
кольной, цементной, лакокрасочной и другими отраслями промыш-
ленности.
Обогащение полезных ископаемых — механическая об-
работка их, не связанная с химическими превращениями минера-
лов. Химический состав минералов до и после обогащения остается
неизменным. Улучшение качества полезного ископаемого при обога-
щении достигается разделением минералов. В одни
продукты, называемые концентратами, выделяется боль-
шая часть полезных минералов и полезных примесей, в другие, назы-
ваемые хвостами, выделяется большая часть минералов пустой
породы и вредных примесей. Хвосты выводятся из процесса обога-
щения и складируются в хвостохранилища, а концентраты напра-
вляются для дальнейшей переработки и использования.
Улучшение качества полезного ископаемого при обогащении до-
стигается выделением пустой породы и концентрации полезных мине-
ралов в меньшем объеме. При этом увеличивается содержание цен-
ного компонента, так как почти все его количество оказывается
сосредоточенным в концентрате.
При обогащении используются различия физических и физико-
химических свойств разделяемых минералов. В табл. 1 приведены
свойства минералов, используемые при обогащении, и соответству-
ющие им методы обогащения.
Методы обогащения разделяются на процессы обогащения. Про-
цесс обогащения — это отделение одних ми-
9
Свойства минералов и методы обогащения
Таблица 1
Свойства минералов Методы обогащения Примечание
Удельный вес, плотность Физико-химические свойства поверхностей минеральных зерен Магнитная восприимчивость Электрические свойства Естественная или наведенная радиоактив- ность, светоотражательная способность минеральных поверхностей, сопротивле- ние проникающему излучению, свечение в пучке рентгеновских лучей и т. и. Цвет, блеск, форма, плотность Форма Коэффициент трения скольжения Твердость, прочность Гравитационный 1 Флотационный 1 Магнитный ) Электрический Механизированная рудоразборка Ручная рудоразборка По форме По тр'чгию Избирательное дроб- ление Основные методы обогащения
нералов от других на основании опреде-
ленным образом используемого различия
в свойствах минералов. Например, различие в плот-
ности минералов можно использовать для их разделения по-разному.
Можно минеральные зерна разной плотности разделять по скоростям
падения в вязкой среде, но можно их разделять и в тяжелых жидко-
стях, в которых легкие минералы всплывают, а тяжелые тонут. Оба
случая разделения относятся к гравитационному методу, но являются
разными процессами обогащения.
Процессы обогащения состоят из операций.
Обогащение редко можно завершить в один прием и выделить
сразу концентрат и хвосты. Чаще бывает так, что после первого
приема обогащения концентрат еще недостаточно богат, а хвосты
еще недостаточно бедны и должны быть подвергнуты повторному
обогащению. Для этого применяются перечистка концен-
тратов и контрольное дообогащение хво-
стов. Все эти последовательные приемы называются операциями
обогащения, а продукты, поступающие из предыдущей операции
обогащения в последующую, называются промпродуктами
(промежуточными продуктами).
Полезные ископаемые на обогатительных фабриках проходят ряд
последовательных процессов обработки, которые по своему назначе-
нию в технологическом цикле фабрики можно разделить на под-
готовительные, собственно обогатительные
и вспомогательные.
К подготовительным относятся процессы дробления, измельчения,
грохочения и классификации, в которых достигается разъедине-
ние минералов и разделение обрабатываемого полезного
10
ископаемого на классы по крупности, что необходимо для успешного
осуществления обогащения.
К обогатительным относятся процессы разделения минералов,
позволяющие выделить из полезного ископаемого концентраты
и хвосты.
Исходная руда.
I
Грохочение I
< ф Дробление I
Грохочение 1Г
Ф Дробление!
Грохочение!!
Ф Дробление!!
=t
t«
4;
<u
У
у
Измельчение
Классификация
5
Основная флотация
?!*»
I перечйстная
Контрольная
Л. перечйстная
'Концентрат
Хвосты
ey if
Кек
Сушка
Фильтрование
Перелив Фильтрат
Сгущение
S
У
<u
5Г
I
<3
Концентрат Газы,пар,пыль Слив
Рис. 1. Технологическая схема флотационной обогатитель-
ной фабрики
К вспомогательным относятся процессы обезвоживания концен-
тратов и складирования хвостов, в которых снижается влажность
концентратов до установленного предела и очищаются сточные про-
изводственные воды фабрики перед сбросом в водоемы общего поль-
зования или перед повторным использованием их на фабрике.
Последовательные операции обработки, которым подвергаются
полезные ископаемые на обогатительных фабриках, составляют
11
технологические схемы обогащения. Обычно
на схемах указываются данные о качестве и количестве исходного
материала и продуктов обогащения, а также приводится режим
Рис. 2. Схема цепи аппаратов флотационной обогатительной фабрики:
1 — самоопрокидывающийся вагон; 2 — приемный бункер; 3—пластинчатый питатель;
4 — колосниковый грохот; 5 — конусная дробилка крупного дробления; в и 9 — вибрацион-
ные грохоты; 7 — конусная дробилка для среднего дробления; 8 и 11 — ленточные конвейеры;
10 — конусная дробилка для мелкого дробления; 12 — ленточный конвейер с разгрузочной
тележкой; 13 — бункер дробленой руды; 74 — питатели дробленой руды; 15 и 16 — сборные
ленточные конвейеры; 17 — наклонный ленточный конвейер; 18 — конвейерные весы; 19 —
шаровая мельница; 20— спиральный классификатор; 21, 25, 34, 35—песковые насосы;
22 и 26 — пульподелители; 23 и 24 — флотационные машины; 27 — барабанный вакуум-
фильтр с внутренней фильтрующей поверхностью; 28 — барабанная сушилка; 29 — батарей-
ные циклоны; зо — электрофильтр; 31 — пенный пылеуловитель; 32 — дымосос; 33 — сгу-
ститель
обработки в отдельных операциях. Такие схемы называются каче-
ственно-количественными схемами. Схема обо-
гащения, содержащая данные о количестве воды, добавляемой в‘ от-
дельные операции и продукты, и о количестве воды в отдель-
ных операциях^ и продуктах, называется шламовой. Кроме
12
технологической схемы обычно составляется еще схема цепи
аппаратов, на которой графически изображены пути движения
полезного ископаемого и продуктов обработки через аппараты.
На схеме указываются тип, размер и число аппаратов.
На рис. 1 показана (для примера) технологическая схема, а на
рис. 2 — схема цепи аппаратов флотационной обогатительной фаб-
рики.
§ 3. Технологические показатели обогащения
К основным технологическим показателям обогащения относятся:
содержание компонентов в исходном сырье и продуктах обогащения,
етепень концентрации полезного компонента, выхода продуктов обо-
гащения, извлечение компонентов в продукты обогащения и эффек-
тивность операций разделения.
Содержанием компонента называется отношение
веса компонента в продукте к весу продукта. Содержание можно
выражать в процентах, в долях единицы и в граммах на тонну.
'Степенью концентрации, достигаемой при обога-
щении полезных ископаемых, называется отношение содержания
полезного компонента в концентрате к содержанию его в исходном
сырье. Степень концентрации показывает, во сколько раз концентрат
богаче исходного сырья.
Выходом продукта обогащения называется от-
ношение веса продукта к весу переработанного исходного материала.
Выход принято выражать в процентах или долях единицы.
Величина, обратная выходу, выраженная в долях единицы, показы-
вает число тонн исходного материала, из которых при обогащении
получается одна тонна продукта.
Извлечением полезного компонента в про-
дукт обогащения называется отношение веса компонента в продукте
к весу того же компонента в исходном сырье. Извлечение принято
выражать в процентах или в долях единицы. Извлечение полезного
компонента в концентрат показывает, какая часть этого компонента
перешла при обогащении из исходного материала в концентрат.
Эффективностью обогащения называется отно-
шение приращения веса ценного компонента в концентрате в данном
случае обогащения к приращению веса компонента в случае идеаль-
ного обогащения, когда в концентрат выделяется только весь ценный
компонент. Приращение веса ценного компонента в концентрате
вычисляется как разность между весом компонента в концентрате
и весом компонента в исходном материале, взятом в количестве,
равном весу концентрата. Эффективность обогащения принято выра-
жать в процентах или в долях единицы. Эффективность обогащения
оценивает степень приближения действительного процесса обогаще-
ния к идеальному.
Выведем формулы для вычисления выходов, извлечения и эффек-
тивности обогащения по известным содержаниям ценного компонента
в продуктах обогащения и в исходном материале.
13
Введем обозначения:
Q, С и Т — вес соответственно исходного материала, концентрата
и хвостов, m/ч или mjсутки;
а, р, и О’ — содержание компонента соответственно в исходном
материале, в концентрате, в минерале и в хвостах,
%;
у — выход продукта, % или доли единицы;
а — извлечение, % или доли единицы;
Е — эффективность обогащения, % или доли единицы.
Определим выход:
концентрата
YK = -j- -ЮО, %,
хвостов
т„=Х-100, %.
Сумма выходов конечных продуктов обогащения равна выходу
исходного материала, принимаемому за 100%,
^+^“^’100 + Т-.100-^±Х-100=100 %.
Составим) баланс:
материала
Q = C +
компонента
и___,6 гр б1
Too ’
Из уравнения баланса материала имеем
у =.<?-£
и
C—Q—T.
Подставив значения У и С в уравнение баланса компонента, полу-
чим
<2а = С₽ +
и
^а = (^-Т)₽ + У^
откуда
С а—О
Q ₽-•&
и
7 _ Р —а
Q~ Р-^*
14
Тогда для выходов получим расчетные формулы
Y„=-^.100=jy^.l00, %
и
т
Yx = ^-100 =
100, %.
в
Определим извлечение компонента:
концентрат
SK = 100 = C3_ 10 0/ .
K „ Qa ’
Q —
V 100
в
хвосты
8
О
Т ——
100
Q —
v 100
100 = ^-100, %.
Qa
компонента в конечные продукты обогащения:
в исходный материал, принимаемому за 100% ,
Т®
Сумма извлечений
равна извлечению его
ек + ех = -^- Ю0 + — 100 = ^^ 100 = 100 %.
* х Qa ' Qa Qa
C T
Подставив найденные выше значения для отношений— и в вы-
ражениях для 8К и ех, получим расчетные формулы для извлечений
ек =-££- * ЮО ? • — • ЮО = -^-
р — и а а
n * 100
Qa
и
ех = ~ .100=-|—V —'Ю0 = —•
х Qa Р —й а а
Определим эффективность обогащения.
Если вес компонента в концентрате С а вес компонента в ис-
ходном материале, взятом в количестве, равном весу концентрата ,
то приращение веса компонента в данном случае обогащения
zj Р а ___ р ct
Too “ TooЛоо-'
Приращение веса компонента в случае идеального обогащения
Рм st Ч ___zv Рм —' Ч
и 100 и 100 и 100 ’
гДе Ск — вес концентрата, получающегося при идеальном обога-
щении.
15
Эффективность обогащения
С
Е = —ГЁ2— ЮО = ~ 1 Ю0,%.
Зм—а (?и Рм—а
и 100
Заменим в последней формуле веса концентратов выходами этих
продуктов. Вес концентрата равен произведению выхода его на вес
исходного материала. Следовательно,
г — Q . _!><_
С v 100
и
Выход концентрата в случае идеального обогащения равен содер-
жанию ценного минерала в исходном материале
Ук.и = у-Ю0,
Рм
тогда
Q
Е = -100 = —— ЮО
{'и Рм « _ Тк.и Рм а
V 100 Е
Е = -..TMg .-01)- , о/о#
ду- (₽м—«)
Рм
Другой вид этой формулы
.££.. 100 —V
Е (6-а) == (?а_____________ = Вк—YK
а й а а ’ ’
Рм (₽м а) Рм 1 Рм
Знаменатель 1 — представляет собой содержание породы
|5м
в исходном материале и для данной руды будет величиной постоян-
ной, поэтому иногда за показатель эффективности принимают вели-
чину, пропорциональную эффективности обогащения,
^1~®к“Ук'
Определение эффективности можно распространить на любые
операции разделения с выходом двух продуктов, например, на клас-
сификацию.
16
Технологические показатели служат для оценки процессов обо-
гащения на действующих обогатительных фабриках.
Пример 1. Производительность фабрики, обогащающей медную руду,
Q = 10 000 т/сутки. Содержание меди: в исходной руде а = 1%; в концен-
трате Р = 20%; в хвостах ф = 0,1%. Ценный минерал — халькопирит, содер-
жит меди рм = 34%. Определить: веса и выхода концентрата и хвостов, извле-
чение меди в концентрат и хвосты, эффективность обогащения.
= -100 = 4,52%,
7х= 100-4,52 = 95.48%,
v 4 ^2
C — Q -^тг = 10 000- —^—=452 mjcymKu,
100 100
Т — Q—C— 10 000 — 452 = 9548 mjcymKu,
вк = ^=М = в0.4%,
tlr 1
sx= 100 — 90,4 = 9.0%,
B= Tx(S~°) 4,52(20-!) =8848%,
к<₽”-а) ^<34-,)
fK=90,4 — 4.52 = 85.88%.
Пример 2. Определить выход слива и песков, извлечение класса
—0,074 мм в слив и пески, а также эффективность классификации по классу
—0,074 мм при следующих результатах ситового анализа: содержание класса
—0,074 мм в исходном материале а = 40%; в сливе классификатора |3 = 60%
и в песках классификатора ft = 10%. Ценный компонент — класс —0,074 мм
и, следовательно, jJM = 100%.
Vc=^-ioo^fE^-ioo=6o%,
lVn= ЮО —Yc= 100-60 = 40%,
еп=100—ес= 100—90 = 10%,
Е = Yc(P-g) = 60 (60-40) = 50%.
£<₽я-а) (100 - 40)
2 Заказ 19Q&
БИБЛИОТЕКА
17
ГЛАВА II
ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ
§ 1. Диаметр зерна и класс крупности
При обогащении полезных ископаемых приходится иметь дело
со смесями минеральных зерен разной формы и разных размеров:
от максимальных кусков, достигающих метрового размера, до мель-
чайших пылинок.
Зерна и куски, имеющие неправильную форму, достаточно полно
можно характеризовать тремя размерами: длиной I, шириной Ъ
и толщиной t параллелепипеда, описанного около зерна. Для упро-
щения отдельное зерно часто характеризуют одним размером, кото-
рый называют диаметром зерна d. За диаметр зерна принимают
размер наименьшего квадратного отверстия, через которое это зерно
проходит.
Группу зерен, проходящих через сито с отверстиями d, называют
классом мельче d или минус d (—d). Зерна, оставшиеся на сите,
составляют класс крупнее d или пдюс d (-\~d). Группа зерен, прохо-
дящих через сито с отверстиями d1 и остающихся на сите d2, соста-
вляет класс крупности, размер которого указывают так: минус
плюс d2 (—dt -j- d2), dt—d2 или d2—dr.
Крупность смеси зерен характеризуется содержанием в ней клас-
сов определенной крупности, т. е. гранулометрическим
составом.
Гранулометрический состав определяют посредством анализов:
ситового, седиментационного (см. главу IV), микроскопического
(измерение и подсчет зерен под микроскопом).
§ 2. Ситовый анализ
Для ситового анализа применяют наборы лабораторных сит с квад-
ратными отверстиями. Ряд абсолютных размеров отверстий сит назы-
вают шкалой сит.
Наибольшее распространение получила шкала сит, в которой раз-
меры отверстий, расположенные в порядке уменьшения размеров,
образуют геометрическую прогрессию. Знаменатель этой прогрес-
сии, т. е. постоянное отношение двух смежных
размеров отверстий сит (большего к мень-
шему), называется модулем шкалы сит. Для ситовых
18
анализов часто пользуются шкалой, в основание которой приняты сито
с отверстием, размером 0,074 мм и модуль /2*. Для исследователь-
ских работ можно пользоваться более «узкой» шкалой с модулем 2,
т. е. между каждыми двумя ситами шкалы с модулем ]/2 вста-
вляется еще одно сито.
Размеры отверстий испытательных сит по двум наиболее распро-
страненным шкалам приведены в табл. 2.
Характеристика испытательных сит
Таблица 2
Сита по ГОСТу 1956 г. Сита с модулем /2=1,41 и основанием 0,074 мм
Размер отверстий, лои Диаметр проволоки, мм число меш * Размер отверстий, мм Диаметр проволоки, мм
—. 4 4,700 1,65
— — 6 3,300 0,915
— — , * — -
2,5 0,5 8 2,360 0,813
2,0 0,5 —
1,6 0,45 10 1,650 0,890
1,25 0,40 —
1,00 0,35 14 1,170 0,635
0,900 0,35 —
0,800 0,30 20 0,830 0,437
0,700 0,30 —
0,630 0,25 28 0,590 0,318
0,560 0,23 —ь .
0,500 0,22
0,450 0,18 35 0,417 0,310
0,355 0,15 —
0,315 0,14 48 0,295 0,234
0,250 0,13 —
0,200 0,13 65 0,208 0,183
0,180 0,13 —
0,140 0,09 100 0,147 0,107
0,125 0,09 — —
0,100 0,07 150 0,104 0,066
0,090 0,07 —
0,071 0,055 200 0,074 0,053
0,063 0,045 —
0,056 0,040 270 0,053 0,041
0,040 0,030
* За границей размер отверстий сит часто определяют числом меш
термин означает число отверстий на одном линейном дюйме (25,4 .«.и).
Этот английский
* Основанием называют сито, начиная с которого образуется вся шкала,
т. е. весь ряд сит. Шкала с модулем j/”2 и основанием 0,074 мм известна пол
названием шкалы Тайлера.
2*
19
Вес пробы для ситового анализа зависит от крупности материала.
Рекомендуются следующие минимальные веса проб \
Размер наибольшего куска, мм...... 0,1 0,3 0,5 1 3 5 10
Минимальный вес пробы, кг......... 0,025 0,050 0,1 0,2 0,3 2,25 18
В лабораторных ситах сетка натягивается в цилиндрическом ободе
(обечайке) диаметром 200 мм и высотой 50 мм. Обечайки могут
вставляться одна в другую. В наборе сит имеются чашка-поддон
и крышка. Материал можно просеивать на нескольких ситах одно-
временно. На поддон ставится самое мелкое сито и затем сита в по-
рядке увеличения размеров отверстий. На верхнее (самое крупное)
Рис. 3. Суммарные характеристики круп-
ности
сито засыпается проба и оно
закрывается крышкой. Для
просеивания набор (колонка)
сит устанавливается в ме-
ханический встряхиватель.
Продолжительность просеи-
вания в механическом встря-
хивателе 10—30 мин. После
просеивания остаток на каж-
дом сите и содержимое под-
дона взвешиваются. Сум-
марный вес всех продуктов
не должен отличаться от
веса исходной навески более
чем на 1%. Выхода классов
рассчитывают как отношение веса класса к сумме весов всех
продуктов.
Если в продукте, подлежащем ситовому анализу, много мелкого
материала (мельче 0,074 мм), то ситовый анализ выполняют мок-
рым способом. Пробу засыпают на сито с наиболее мелкими
отверстиями и отмывают мелкий класс слабой струей воды или много- (
кратным погружением сита в сосуд с водой. Промывку проводят
до тех пор, пока промывная вода не станет прозрачной. Остаток
на сите высушивают, взвешивают и по разности весов определяют
вес отмытого шлама. Высушенный остаток просеивают сухим спосо-
бом на ситах, включая и самое мелкое, на котором отмывали шлам.
Вес просева через это последнее сито прибавляют к весу ранее отмы-
того шлама.
Результаты ситового анализа записывают в таблицу, при этом
вычисляют частные выхода классов, а также суммарные выхода
по плюсу (+) или по минусу (—), представляющие сумму выходов
всех классов крупнее или мельче отверстий данного сита. Пример
записи результатов ситового анализа приведен в табл. 3.
1 Д. А. К р а с н о в. Закономерности распределения минеральных зерен
при сокращении и определении веса проб полезных ископаемых. Записки
Ленишрадского горного института, т. XXXII, вып. 3. Изд. ЛГИ, 1956.
20
Результаты ситового анализа представляют в виде графика, назы-
ваемого характеристикой крупности. При построе-
нии суммарной характеристики крупности в масштабах по оси абс-
цисс откладывают размеры отверстий сит, а по оси ординат суммар-
ные выхода в процентах. Если по оси ординат отложены выхода
Результаты ситового анализа
Таблица 3
Крупность классов, мм Выход классов
частный суммарный по плюсу, % суммарный по минусу, %
кг %
—16+12 4,50 15 15 100
-12+8 6,00 20 35 85
—8+4 9,00 30 65 65
—4+2 4,50 15 80 35
-2+0 6,00 20 100 20
Итого 30,00 100 — —
материала крупнее данного размера отверстия, то получится сум-
марная характеристика по плюсу, а если мельче — то по минусу.
Обе кривые, построенные на одном графике, пересекаются в точке,
соответствующей выходу 50% . На рис. 3 показаны суммарные харак-
теристики крупности, построенные по данным табл. 3. По суммар-
ной характеристике легко определить выход класса любой крупности.
Например, по рис. 3 выход класса ~Ы0 мм получим, измерив орди-
нату, построенную на абсциссе 10 мм до кривой по плюсу. Выход
класса —10 мм даст отрезок ординаты над кривой по плюсу до 100%.
Класс, ограниченный ситами 10 и 3 мм, т. е. —10-}-3 мм, находим
по разности ординат, построенных на 3 и 10 мм.
По виду характеристики можно судить о преобладании мелкого
или крупного материала в пробе. Выпуклая суммарная по плюсу
характеристика указывает на преобладание крупного материала,
а вогнутая — на преобладание мелких классов. Прямолинейная
характеристика указывает на равномерное распределение классов
крупности в пробе, т. е. равным интервалам крупности соответствуют
одинаковые выхода. При широком диапазоне размеров сит, например
от 20 до 0,074 мм, мелкие сита на графике оказываются скученными
на коротком отрезке оси абсцисс у начала координат, чем затруд-
няются отсчеты выходов мелких классов. В этом случае по оси абс-
цисс откладывают не размеры отверстий сит, а логарифмы размеров
ж строят полулогарифмические характеристики.
ГЛАВА III
ГРОХОЧЕНИЕ
§ 1. Эффективность грохочения
Грохочение (ситовая классификация) —
процесс разделения сыпучих материалов на
классы крупности просеиванием через одно
или несколько сит.
Материал, поступающий на грохочение, называется исходным,
остающийся на сите — надрешетным (верхним) про-
дуктом, проваливающийся через отверстия сита - п о д pe-
rn е т н ы м (нижним) продуктом.
Грохочение широко применяется на обогатительных фабриках:
как основная операция для выделения классов, представляющих
готовые продукты, например при сортировке углей, руд;
как подготовительная операция для разделения на классы, по-
ступающие в операции обогащения, например перед отсадкой, маг-
нитной сепарацией;
как вспомогательная операция, связанная с дроблением, для
выделения готового материала перед дробилками и для контроля
крупности продукта дробления;
как операция обезвоживания для отделения воды и пульпы от кус-
коватых и зернистых материалов.
Эффективностью грохочения называется
отношение веса подрешетного продукта
к весу нижнего класса в исходном ма-
териале.
Эффективность грохочения позволяет количественно оценить
полноту выделения мелкого класса из исходного продукта при гро-
хочении, т. е. извлечение мелкого материала
в нижний продукт грохота.
Рассмотрим операцию грохочения исходного материала на два
продукта — подрешетный и надрешетный (рис. 4). Тогда принятые
ранее обозначения в применении к операции грохочения получат
следующие значения:
Q, С, Т вес соответственно исходного материала, подрешетного
и надрешетного продуктов, пг;
а, р, б — содержание мелкого класса соответственно в исходном
материале, подрешетном и надрешетном продуктах, %.
22
а — й
1Г^й ’
10*
а
Исходный уголь
Надре-
шетныи
Т,$
Подрешет-
ныи
С/3
Рис. 4. Схема к определе-
нию эффективности грохо-
чения
Если за мелкий класс принимается материал мельче размера от-
верстий сита, то р = 100% , так как в иодрешетный продукт не могут
пройти через сито зерна крупнее размера отверстий. Эффективность
грохочения Е будет равна:
Е вес подрешетного продукта „__
вес мелкого класса в исходном материале
-100=^, %.
Qa Qa
Too
Л С
Отношение —, т. е. выход подрешетного продукта, определим по ранее
выведенной формуле для выхода концентрата:
С
Q ~
следовательно,
р а &
~ 100-й
Содержание нижнего класса а и "О’
определяют просеиванием проб исходного
материала и надрешетного продукта на
лабораторных
же размера и
хота.
Пример
в надрешетном продукте 10%; выход подрешет-
ного продукта 40%. Определить эффективность
грохочения.
Из 100 весовых единиц исходного материа-
ла в подрешетный продукт выделилось 40,
следовательно, надрешетного продукта будет
100 — 40 = 60 весовых единиц. В этих 60 весовых единицах содержится
10% нижнего класса, т. е. мелочи в надрешетном продукте будет
60-10
——....- — 6 весовых единиц.
ситах с отверстиями того
формы, что и в сите гро-
1. Содержание нижнего класса
Таким образом, в исходном материале было нижнего класса 40 -|- 6 = 46
весовых единиц и эффективность грохочения по определению составит
у птарешимг» ЩМУКТ. .цм « «,_8
вес нижнего класса в исходном 46
Пример 2. Содержание нижнего класса в исходном продукте 45%;
содержание нижнего класса в надрешетном продукте 8%. Определить эффек-
тивность грохочения.
Применив формулу для вычисления эффективности, найдем
„ (ст—й) 10а
~ (100—й) а
45 — 8
100—8
-^ = 89,8%.
Пример 3. Производительность грохота по исходному материалу
W т/ч; содержание нижнего класса в исходном 30%; эффективность грохо-
ения 85%. Определить производительность грохота но надрешетному продукту.
23
По определению
г g-Ю4
Е Qa *
отсюда:
QaE 400X30X85 .Ло .
c = -joT =----104----102
Г = (? — <7=400 —102 = 298 т/ч.
Максимальная крупность зерен в нижнем продукте грохота зави-
сит от формы отверстий в рабочей поверхности. Если взять сита
с круглыми, квадратными и щелевидными отверстиями одного раз-
мера (диаметр — сторона квадрата — ширина щели), то самый мел-
кий нижний продукт будет получен на ситах с круглыми отверстиями,
более крупный — на ситах с квадратными отверстиями и самый круп-
ный на ситах со щелевидными отверстиями. При большой скорости
движения материала по рабочей поверхности грохота зерна могут
перелетать через отверстия и не будут просеиваться. Грохот в этом
случае превращается в конвейер. Поэтому скорость движения ма-
териала по грохоту ограничивается требованиями процесса, а это,
в свою очередь, ограничивает производительность грохота по исход-
ному материалу.
Работа грохота оценивается двумя показателями: произво-
дительностью, т. е. количеством тонн исходного материала
(иногда нижнего продукта), пропускаемого по грохоту в час, и эф-
фективностью грохочения, т. е. полнотой выделения
мелочи из исходного материала. Два грохота можно сравнивать
по производительности при условии, что оба они обеспечивают оди-
наковую эффективность грохочения.
На промышленных грохотах поступающий материал переме-
щается по ситу с постоянной скоростью (0,5—0,75 м{сек), поэтому
продолжительность грохочения материала прямо пропорциональна
длине грохота. Таким образом, эффективность грохочения в основ-
ном зависит от длины грохота, а производительность его по исход-
ному питанию определяется шириной грохота. Обычно длина про-
мышленных вибрационных грохотов для грохочения руды в 2—3 раза
больше ширины.
Толщина слоя материала на грохоте не должна превышать четы-
рех размеров отверстий сита.
§ 2. Процесс грохочения
Экспериментально установлено, что эффективность грохочения
быстро возрастает в первые моменты от начала просеивания, а затем
растет очень медленно, приближаясь к 100%. Это объясняется тем,
что вначале на сите находится относительно много зерен мелкого
материала, которые и проваливаются через отверстия за короткий
период времени.
24
На промышленном грохоте материал слоем некоторой толщины
движется по ситу. Под действием колебаний сита материал расслаи-
вается, мелкие зерна проникают через слои и, достигнув просеива-
ющей поверхности, проваливаются в отверстия. Чем ближе размер
зерна к размеру отверстия, тем больше отверстий оно должно встре-
тить на своем пути, чтобы провалиться в одно из них. Зерна, име-
ющие относительный размер (т. е. отношение размера зерна к раз-
меру отверстия) от0до0,5—0,75, считаются л е г к и м и (легко про-
ходящим и) зернами. Зерна с относительным размером от
0,75 до 1 называют трудными, для их просеивания требуется про-
должительный промежуток времени. Зерна с относительным размером
от 1 до 1,5 называют затрудняющими, они не могут сами
пройти через отверстия сита и в то же время мешают прохождению
трудных и легких зерен.
Чем больше в материале, подлежащем грохочению, трудных и за-
трудняющих зерен, тем больше, при прочих равных условиях,
требуется времени для достижения заданной эффективности грохо-
чения.
Сухие сыпучие материалы (2—4% влаги) просеиваются хорошо,
т. е. быстро достигается высокая эффективность грохочения. С увели-
чением влажности процесс грохочения затрудняется: происходит
забивка отверстий сит влажной мелочью, мелкие зерна налипают
на крупные и не выделяются в нижний продукт, материал комкуется.
Глинистые и влажные материалы просеиваются плохо — сита
замазываются. Для улучшения процесса грохочения влажных ма-
териалов применяют специальные рабочие поверхности, например
струнные сита (ряд параллельно натянутых проволок — струн).
Во многих случаях грохочение влажных материалов улучшается,
если подогревать проволоки сита электрическим током до темпера-
туры 80—150° С. При этом отверстия сита не затягиваются пленкой
воды и влажные зерна меньше прилипают к проволокам, а налип-
ший на них материал подсыхает и отваливается при вибрациях
сетки. Можно также проводить мокрое грохочение, т. е. с водой.
Отделение мелочи протекает успешно, если на 1 иг материала доба-
вляют около 1 м3 воды.
§ 3. Рабочая поверхность грохотов
В качестве рабочих просеивающих поверхностей грохотов при-
меняют колосниковые решетки, решета и проволочные сетки.
Колосниковые решетки изготовляют из стержней
(или колосников) параллельными рядами. Форма сечения колосни-
ков может быть разной (рис. 5, а). Размер отверстий решетки опре-
деляется шириной щели в свету. Колосниковые решетки применяют
Для грохочения крупнокускового материала.
Решета представляют собой стальные листы с проштампованными
Или просверленными отверстиями (рис. 5, б). Форма отверстий —
Круглая, прямоугольная, квадратная. Размеры отверстий от 10
25
до 80 мм. Решета изготовляют также из износоустойчивой резины
и пластмассы.
Проволочные сетки изготовляют из стальной, бронзо-
вой, латунной и другой проволоки с отверстиями от 0,04 до 100 мм.
Форма отверстий — квадратная или прямоугольная (рис. 5, в).
Рис 5 Просеивающие поверхности грохотов*
а — сечения ночосников б — решета в — проволочные сетки
Рабочая просеивающая поверхность грохота характеризуется
коэффициентом живого сечения, т. е. отношением
площади отверстий в свету к общей поверхности сита.
§ 4. Грохоты
Применяемые в практике грохочения полезных ископаемых гро-
хоты разных конструкций можно подразделить на следующие группы:
неподвижные колосниковые, валковые, барабанные, плоские кача-
ющиеся, полувибрационные (гирационные), вибрационные с круго-
выми вибрациями (самоцентрирующиеся), вибрационные с прямо-
линейными вибрациями (с самобалансовым вибратором, резонансные)
и дуговые
Короб качающихся грохотов совершает принудительное движение
благодаря жесткой кинематической связи между приводом и коробом.
Величина хода и траектория движения короба определенны и не за-
висят от скорости вращения приводного вала и нагрузки на грохот.
У вибрационных грохотов амплитуда свободных колебаний (ви-
браций) зависит от динамических факторов — сил инерции,
жесткости пружин, величины движущихся масс и т. п.
Промежуточное положение между качающимися и вибрационными
занимают полувибрационные грохоты.
Колосниковые неподвижные, валковые и барабанные грохоты
Неподвижные колосниковые грохоты пред-
ставляют собой решетки, собранные из колосников, устанавливаемые
26
под некоторым углом к горизонту (рис. 6). Материал, загру-
жаемый на верхнюю часть решетки, движется самотеком, при этом
мелочь проваливается через щели решетки, а верхний продукт раз-
гружается в нижнем конце. Применяются эти грохоты для грохоче-
ния крупного материала, размеры щелей между колосниками соста-
вляют 50 мм и больше. Угол наклона для грохочения руд 40—45°,
для грохочения углей 30—35°. Ширина грохота должна быть не менее
двух-трех размеров максимальных кусков исходного материала.
Длина обычно равна удвоенной ширине.
Рис. 6 Грохот колосниковый неподвижный
I — колосник, 2 — стяжной болт 3 — распорная трубка
Рис. 7. Схема валкового
ipoxoTa
Производительность по исходному питанию составляет в среднем
60 т/ч на 1 м“ площади решетки при щелях 25 мм и увеличивается
пропорционально размеру отверстий. Эффективность грохочения
на колосниковых грохотах составляет 60—70%.
Валковые грохоты состоят из нескольких параллель-
ных валков, установленных на наклонной раме и вращающихся
в направлении движения материала (рис. 7). На валки насажены
или отлиты заодно с ними диски. Валки образуют просеивающую
поверхность с отверстиями, форма и размеры которых определяются
расстоянием между валками и формой дисков. Число валков прини-
мается от 5 до 13, а для грохочения мелкого материала и больше,
размеры отверстий — от 5 до 175 мм Рама грохота устанавливается
под углом 12—15°.
Валковые грохоты часто используются при грохочении углей для
выделения продукта мельче 50—150 мм. Производительность при от-
верстиях 100 мм достигает 100 м3/ч по исходному на 1 м2 площади
грохота. Изготовляются грохоты размерами 1500 х 3000 мм.
Барабанные грохоты. Рабочая поверхность барабан-
ного грохота представляет собой боковую поверхность цилиндра или
усеченного конуса и обычно собирается из перфорированных листов.
Ось цилиндрического барабана наклонена к горизонту под углом
27
4—7°, а ось конического барабана горизонтальна (рис. 8). Исходный
материал загружается внутрь барабана на верхнем конце и увле-
кается поверхностью вращающегося барабана на высоту, соответ-
ствующую углу естественного откоса материала, а затем скатывается
вниз. Вследствие наклона барабанного грохота материал скатывается
под некоторым углом к плоскости вращения, что способствует про-
движению его вниз вдоль оси барабана.
Скорость вращения барабана составляет 25—50% критической
скорости (см. главу V).
Рис. 8. Схема Оарабанною грохота
Диаметр барабана грохота принимается от 500 до 3000 мм, дли-
на — от 2000 до 15 000 мм, размер отверстий — от 3 мм до 75 мм.
Применяют барабанные грохоты главным образом для грохочения
и промывки руд, содержащих глину.
Плоские качающиеся грохоты
Короб плоского качающегося грохота устанавливается горизон-
тально или под углом 8—12° к горизонту на шарнирных или пружи-
нящих подвесках (или опорах) и приводится в движение от эксцент-
рикового механизма (рис. 9).
Материал продвигается по ситу грохота под действием сил инер-
ции, обусловленных ускорением, сообщаемым ситу эксцентриковым
приводом. Изменяя величину и направление ускорения, сообщаемого
грохоту, можно получить разные режимы движения материала:
движение вперед по грохоту или движение вперед с подбрасыва-
нием.
Ускорения, сообщаемые качающимся грохотам эксцентриковым
(кривошипно-шатунным) механизмом, определяются величиной про-
изведения эксцентриситета на квадрат числа оборотов вала. От
этих же параметров зависит и режим движения материала по
грохоту.
Плоские качающиеся грохоты современных конструкций изгото-
вляются быстроходными (скорость вращения эксцентрикового вала
28
500 об/мин) и работают на режиме с подбрасыванием. Площадь сит
достигает 10 м2. Применяются они для классификации и обезвожи-
вания углей.
Рис. 9. Схемы качающихся грохотов:
а — наклонный короб на вертикальных шарнирных подвесах;
качания в горивонтальном направлении под углом к коробу;
б — горизонтальный короб на наклонных шарнирных опорах;
качания сообщаются под углом к коробу
Полувибрационные (гирационные) грохоты (рис. 10)
На неподвижной раме 1 в подшипниках 2 горизонтально устано-
влен вал 3, имеющий эксцентричные заточки 4. На заточки наса-
жены подшипники качения 5, наружная обойма которых укреплена
в коробе грохота 6. Короб с натянутым в нем ситом 7 (или двумя,
тремя ситами) устанавливается наклонно под углом 20—30° к гори-
зонту и удерживается в таком положении эластичными связями
(амортизаторами) 11. Вал вращается от электродвигателя через гиб-
кую передачу на шкив 8. Короб грохота совершает круговые движе-
ния малого радиуса е в вертикальной плоскости, при этом сито гро-
хота в течение всего оборота вала остается параллельным самому
себе. Концы короба в загрузочной и разгрузочной частях совершают
Движение по эллиптическим кривым, форма которых определяется
жесткостью пружин-амортизаторов. Для уравновешивания центро-
бежной силы инерции, возникающей от массы короба, на валу за-
крепляются маховики 10 с неуравновешенными грузами 9. Скорость
вращения вала гирационных грохотов 750—1500 об/мин, эксцентри-
ситет около 3 мм. Гирационные грохоты имеют постоянную ампли-
29
туду вибрации. Применяются они для грохочения крупнокускового
материала. В последние годы они вытесняются более простыми
по конструкции самоцентрирующимися грохотами.
Рис. 10. Схема гирационного грохота
Вибрационные грохоты с круговыми вибрациями короба
(самоцентрирующиеся)
Схема грохота показана на рис. 11. Короб грохота 1 наклонно
подвешивается к неподвижной поддерживающей конструкции при
помощи пружин 5. В подшипниках 2, жестко укрепленных в стен-
ках короба, смонтирован экс-
центриковый вал 4. На кон-
цах вала насажены маховики 7
с дебалансными грузами 6,
расположенными диаметрально
противоположно по отношению
к эксцентриковым заточкам 3
вала 4. На валу 4 также укреп-
лен шкив 8, приводимый во
вращение посредством клино-
ременной передачи от электро-
двигателя, установленного на
неподвижной опоре.
При вращении вала в гро-
Рис. 11. Схема вибрационного само-
центрирующегося грохота
хоте взаимодействуют две вра-
щающиеся массы: короб грохота, подвешенный на пружинах
и дебалансные грузы, укрепленные на вращающемся в подшип-
никах валу. Поскольку короб имеет эластичную подвеску (на
30
пружинах), давление эксцентрика вала на короб оказывается вну-
тренней силой системы.
При отсутствии внешних сил центр тяжести системы из двух вра-
щающихся масс должен сохранять свое положение в пространстве,
поэтому при вращении вала короб получает круговые движения
в вертикальной плоскости относительно центра тяжести систе-
мы О.
Грузы на маховиках подбираются таким образом, чтобы уравно-
вешивать центробежную силу, развиваемую коробом при его враще-
нии на радиусе е эксцентриситета вала.
Короб грохота будет описывать круговые траектории радиуса е
в вертикальной плоскости, а ось вала будет неподвижна в простран-
стве (самоцентрируется).
В настоящее время почти все инерционные грохоты делаются
самоцентрирующимися. По сравнению с полувибрационными само-
центрирующиеся грохоты проще (см. рис. 10, 11). Самоцентриру-
ющиеся грохоты изготовляются размерами до 2200 X 4200 мм и мо-
гут применяться для грохочения материала крупностью до 1000 мм.
Вибрационные грохоты с прямолинейными вибрациями короба
амортизаторов к опорной кон-
Рис. 12. Схема вибрационного гро-
хота ' с самобалансным вибратором
Грохоты с самобалансным вибратором
(рис. 12) имеют горизонтальный короб с одним или несколькими
ситами, подвешенный посредством
струкции или установленный на
пружинных опорах. На коробе
смонтирован самобалансным: виб-
ратор, сообщающий колебания
коробу.
Самобалансный вибратор со-
стоит из двух одинаковых деба-
лансов, вращающихся на двух
параллельных валах в противо-
положные стороны с одинаковой
скоростью. При любом положении
грузов дебалансов вибратора си-
лы действуют вдоль оси X; составляющие центробежной силы,
действующие вдоль оси У, взаимно погашаются как силы, проти-
i
воположно направленные и равные по величине.
По сравнению с простым дебалансным вибратором, в котором
Действует вращающаяся центробежная сила, в самобалансном ви-
браторе силы направлены по прямой линии. Усилия, создаваемые
вибратором, изменяются по синусоиде, т. е. за полоборота валов
усилие меняется от нуля до максимума, а направление изменяется
через каждые полоборота дебалансов. Самобалансный вибратор со-
общает коробу прямолинейные колебания, направленные под углом
к плоскости сита. Эти колебания вызывают на сите движение мате-
риала с подбрасыванием при энергичном, встряхивании.
31
Самобалансные грохоты применяются для отделения суспензии ,
от продуктов обогащения материала в тяжелых суспензиях. Изго-
товляются также грохоты тяжелой конструкции с несколькими ви-
браторами для грохочения руды и горячего агломерата. Главные
достоинства самобалансных грохотов — малая высота (грохот уста-
навливается горизонтально), высокая производительность и эффек-
тивность грохочения. Недостаток — сложность конструкции вибра-
тора. Самобалансные грохоты размерами 1750 х 4500 мм принимают
материал крупностью до 200 мм. Скорость вращения валов грохота
1000 об!мин.
Резонансные грохоты с эксцентриковым
приводом по устройству несколько напоминают качающиеся
Рис. 13. Схема резонансного грохота с эксцентриковым приводом
грохоты (рис. 13). Горизонтальный короб грохота 1 устанавливается
на массивной раме 2 на наклонных шарнирных или пружинящих
опорах 3 и удерживается на месте пружинными амортизаторами 8.
Рама, в свою очередь, устанавливается на неповижной опорной кон-
струкции через пружины (амортизаторы) 4. Движение коробу пере-
дается от эксцентрикового механизма 5, смонтированного на той же
опорной раме 2. Шатун 6 эксцентрика имеет эластичный элемент 7.
Таким образом создается система из двух колеблющихся масс —
короба с ситом и материалом и опорной рамы. Поскольку рама опи-
рается через пружины, то можно считать, что система в пространстве
находится только под действием внутренних сил. Центр тяжести та-
кой системы должен оставаться неподвижным в пространстве, а обе
массы должны колебаться около этого центра с амплитудами, зави-
сящими от величины масс. Чем больше масса, тем меньше амплитуда
ее колебаний. В резонансных грохотах опорная рама делается тяже-
лой (в некоторых конструкциях она заполняется бетоном) и ампли-
туда ее колебаний невелика по сравнению с колебаниями короба
грохота. Система работает с возбуждающей частотой, равной одной
из собственных частот системы, т. е. в резонансном режиме. При этом
энергия расходуется лишь на преодоление сопротивления колеба-
ниям, а не на сообщение кинетической энергии движущимся массам.
Достоинство резонансных грохотов заключается в том, что при
полном уравновешивании можно делать грохоты очень больших
32
размеров (площадью двух коробов до 32 м2) и сообщать им интенсив-
ные колебания посредством простого привода при малом расходе
электроэнергии.
Недостаток грохотов — сложность конструкции (много шарни-
ров, пружин и амортизаторов).
Резонансные грохоты применяются для классификации угля
и обезвоживания продуктов углеобогатительных фабрик большой
производительности.
Криволинейные грохоты
Дуговой грохот. Рабочая поверхность дугового грохота
(рис. 14, а) состоит из проволок трапециевидного сечения, располо-
3 Заказ 1908
Рис. 14. Криволинейные грохоты:
а — дуговой грохот; б — цилиндро-кони-
ческий грохот; 1 — корпус; 2 — днище;
3—труба для надрешетного продукта;
4 — труба для подрешетного продукта;
5 — коническое сито; в — цилиндриче-
ское сито; 7 — крышка; 8 — загрузоч-
ное устройство
33
женных параллельно между собой и поперек потока материала.
Составленное таким образом сито со щелевыми отверстиями изогнуто
и образует часть цилиндрической поверхности, при этом проволоки
проходят по образующим цилиндра. Центральный угол дуговой по-
верхности составляет обычно четверть окружности (90°), а в некото-
рых конструкциях достигает 270°. Радиус кривизны сита около 500—
600 мм. Рабочая поверхность грохота около 1 лг2. Исходная пульпа
подается под напором или с некоторой начальной скоростью по каса-
тельной к верхней кромке сита. Центробежная сила, возникающая
при круговом движении пульпы по ситу, способствует эффективному
выделению воды и мелочи через щелевые отверстия сита. Крупность
нижнего продукта приблизительно в 2,5 раза меньше ширины щеле-
вого отверстия сита. Удельная производительность грохота с ситом,
имеющим отверстия 0,3—0,7 мм, составляет 70—150 м31ч- ж2. Коле-
бания содержания твердого в исходной пульпе допускаются в широ-
ких пределах (от 7 до 70% по весу). Эффективность грохочения от 35
до 90%.
Срок службы сит зависит от характеристики материала и разме-
ров проволоки, производительности и абразивных свойств пульпы.
На рудных пульпах дуговые сита служат 30—40 дней. Дуговые
грохоты применяются для грохочения материала при размере щелей
сита от 0,2 до 1 мм. Для грохочения материала более 1 мм с большим
успехом работают вибрационные грохоты, для разделения материала
по классу меньше 0,2 мм применяются классификаторы или гидро-
циклоны. По принципу дугового грохота работают цилиндрокониче-
ские грохоты (рис. 14, б). Цилиндро-конический корпус образует
как бы гидроциклон, выполненный из решетки. Пульпа подводится
под напором по касательной к цилиндрической поверхности, полу-
чает вращательное движение и по спирали опускается к вершине
конуса, где разгружается надрешетный продукт. Нижний класс
собирается во внешнем кожухе грохота.
ГЛАВА IV
КЛАССИФИКАЦИЯ
§ 1. Закономерности падения минеральных зерен
в воде и в воздухе
Все тела независимо от их размеров, плотности и формы в вакууме
падают равномерно-ускоренно с ускорением g = 9,81 3t/ce№.
При падении тела в жидкой или газообразной среде движущая
гравитационная сила зависит от плотности тела и среды и равна
v (6-U
где V — объем тела;
ё и б0 — плотность соответственно тела и среды.
Если д )>60, то тело будет опускаться вниз, при ё<< ё0 тело
будет всплывать и при б б0 тело не будет перемещаться относи-
тельно среды.
В воде, в любой другой жидкости или в воздухе падающее тело
встречает сопротивление среды. Величина сопротивления среды за-
висит от скорости движения тела или от скорости обтекания тела
средою, от формы и шероховатости поверхности тела.
Различают два основных режима движения жидкости — лами-
нарный (параллельноструйный) и турбулентный (с завихрениями)
(рис. 15). Сопротивление среды при ламинарном движении опре-
деляется главным образом вязкостью жидкости, величина силы со-
противления при этом прямо пропорциональна скорости движения.
При турбулентном режиме сопротивление определяется преиму-
щественно инерционными силами (сообщение ускорений некоторой
массе жидкости), а величина силы сопротивления прямо пропорцио-
нальна квадрату скорости движения. Можно представить себе также
переходный режим, при котором сила сопротивления прямо про-
порциональна скорости движения в степени больше единицы, но
меньше двух. Под действием гравитационной силы минеральное
зерно начинает двигаться в среде с ускорением. При возрастании
скорости сопротивление среды увеличивается и за короткий проме-
жуток времени оно достигает величины движущей силы. G этого
момента минеральное зерно начинает двигаться с постоянной
конечной скоростью.
Исследованиями скорости падения минеральных частиц в воде
11 в воздухе установлены следующие закономерности:
3*
35
более крупные частицы большей плотности имеют высокие конеч-
ные скорости падения;
с увеличением плотности и вязкости жидкости скорость падения
зерен уменьшается;*
частицы, имеющие одинаковый вес, но различную форму, падают
с разными скоростями; шарообразные частицы падают быстрее, чем
частицы пластинчатой формы.
Рис. 15. Ламинарный (а) и турбулентный (б) режим обтекания
тела жидкостью
Скорости падения частиц в воде и в воздухе можно ориентиро-
вочно определить по формулам, приведенным в табл. 4.
Приведенные выше закономерности установлены применительно
к свободному падению частиц в воде или в воздухе,
т. е. когда частицы движутся на значительных расстояниях одна
от другой ине оказывают взаимного влияния на движение. При груп-
повом движении частиц возникают дополнительные сопротивления
вследствие столкновения частиц, трения их между собой и о стенки
аппарата, вследствие восходящих потоков жидкости в промежутках
между частицами, вследствие вытеснения ее массой оседающих
частиц. Движение частиц в таких условиях называют стеснен-
ным падением.
Конечная скорость стесненного падения частиц значительно ниже
скорости свободного падения:
кст= kv,
где гст — конечная скорость стесненного падения частиц;
v — конечная скорость свободного падения;
к — коэффициент снижения скорости.
36
Таблица 4
Формулы для определения конечной скорости падения в воде и в воздухе
зерен сферической формы
Область применения Падение в воде Падение в воздухе
Формула Предельный диаметр зерна кварца, см Формула Предельный диаметр зерна кварца, см
Мелкие зерна (ламинар- ный режим). Закон Стокса v = 5425(22 X Х(б-1) Не больше 0,0088 £> = 3-10W Не больше 0,0048
Зерна промежуточной крупности. Формула Аллена v = 120dX Х(6—1) 3 2 V = 4200(26 3
Крупные зерна (турбу- лентный режим). За- кон Н ыотона — Рит- тингера v = 55 X xYd (6-1) Не меньше 0,27 и = 1600 Vd6 Не меньше 0,15
v — конечная скорость падения, см/сек’, d—диаметр зерна, сл; 6—плот-
ность зерна, s/cai3.
Величина коэффициента к зависит главным образом от степени
разрыхления 0 движущейся массы частиц, т. е. от отношения объема
жидкости между частицами к общему объему взвеси:
где — объем взвеси;
V2 — объем, занятый твердыми частицами в объеме взвеси.
Разные авторы по-разному оценивают значение коэффициента к,
что зависит от условий проведенных ими исследований.
Скорость при стесненном падении составляет от 0,15 до 0,6 вели-
чины скорости свободного падения зерен той же крупности и плот-
ности.
Минеральные зерна, имеющие разные раз-
меры и плотности, но обладающие одинако-
вой конечной скоростью падения в воде или
в воздухе, называются равнопадающими. От-
ношение диаметра частицы легкого минерала
к диаметру частицы тяжелого минерала, име-
ющей ту же скорость падения, называется
коэффициентом равнопадаемости. Коэффициент
равнопадаемости показывает, во сколько раз частица легкого мине-
рала больше частицы тяжелого минерала, имеющей ту же скорость
37
падения. Например, для условий, при которых действует закон
Стокса, коэффициент равнопадаемости будет равен
при этом
__ (S2-~l)0>5
(61-1)0’5 ’
§ 2. Процесс гидравлической классификации
Процесс разделения смеси минеральных
зерен по крупности на основе различия
в скоростях их осаждения в воде или в воз-
духе называется гидравлической (воздуш-
ной) классифика-
цией.
Формулы табл. 4 показы-
вают, что конечная скорость
падения в вязкой среде ча-
стиц одинаковой плотности
определяется в основном их
размерами. Поэтому, отбирая
фракции зерен в некотором
диапазоне скоростей паде-
ния, можно разделить ис-
ходный материал на клас-
Рис. !6. Схема движения потока в го-
ризонтальном отстойнике
сы крупности. Если минеральные зерна имеют разную плотность,
то в отобранные фракции попадут зерна равнопадающие, т. е. круп-
ные зерна легкого минерала и мелкие — тяжелого.
В классификаторах разделение смесей минеральных зерен про-
исходит в потоке жидкости (газа).
В горизонтально движущихся потоках траектория движения
частиц определяется сложением скорости движения частиц в напра-
влении потока и скорости вертикального перемещения их под дей-
ствием силы тяжести. Например, в горизонтальный отстойник
(рис. 16) пульпа подается с одного конца отстойника, а слив уда-
ляется с другого. Если глубина потока в отстойнике равна h. то ча-
стица осядет в отстойнике в случае, когда она опустится на глу-
бину h за время прохождения потока через отстойник. Ширину от-
стойника обозначим буквой Ь, а длину его буквой I. Тогда средняя
скорость потока и частицы в горизонтальном направлении
— JL
Z?r bh *
где V — объем потока (слива).
Вертикальная скорость движения частицы равна vs. Время гори-
зонтального перемещения в отстойнике составит
f I Ibh
г“
38
Время вертикального перемещения
Для максимальной частицы, вынесенной в слив,
откуда
V
И, — >
s lb
т. е. крупность выносимой в слив отстойника частицы не зависит
от глубины потока или отстойника, а определяется объемом слива
и площадью зеркала отстойника.
При классификации в вертикальном потоке в слив будет выно-
ситься максимальная частица, скорость падения которой в воде
не превышает скорости потока, в этом случае также действительно
соотношение
где F — площадь сечения вертикального потока в классификаторе
на уровне слива.
Крупность материала, подвергаемого гидравлической классифи-
кации, обычно составляет не более 3—4 мм.
Классификация широко применяется на обогатительных фабри-
ках: для выделения готового по крупности продукта и крупных пес-
ков, направляемых для дополнительного измельчения; для отделе-
ния глинистых частиц от зернистого материала из сливов промывки
железных, марганцевых и других руд; для подготовки материала
перед концентрацией на столах; для обесшламливания пульпы перед
флотацией и при других операциях.
Для повышения скорости осаждения мелких частиц в воде и в воз-
духе в некоторых классификаторах используют центробежную силу.
Скорость осаждения увеличивается потому, что сообщаемое части-
цами центростремительное ускорение в несколько раз превышает
ускорение силы тяжести.
Минеральные частицы, крупность которых значительно меньше
максимального зерна в сливе, за время пребывания пульпы в клас-
сификаторе не успевают осесть и остаются взвешенными в воде или
оседает только некоторая часть их. При классификации эти частицы
распределяются по продуктам аналогично распределению воды, т. е_
извлечение мелких зерен в продукт пропорционально количеству
воды, перешедшей в тот же продукт. Эта закономерность объясняет
пониженную эффективность классификации в аппаратах, выделя-
ющих крупную (песковую) фракцию с высоким содержанием воды
(конусы, гидросепараторы, гидроциклоны).
Работу классификатора с технологической точки зрения, т. е.
по разделению смеси зерен по крупности, можно оценить извлече-
39
нием определенного класса крупности в слив или в пески. Реже
пользуются показателем эффективности операций разделения (см.
главу I).
§ 3. Седиментационный анализ
Анализ крупности тонкоизмельченных
материалов на основе различия в скоростях
осаждения их в воде или в воздухе называют
Рис. 17. Прибор для
проведения седимента-
ционного анализа отму-
чиванием
минус 40 плюс 20 мк,
седиментационным анализом.
Наиболее простым способом седимента-
ционного анализа является отмучивание.
Для анализа порция материала весом 20—
50 г засыпается в батарейный стакан А
высотой около 150 мм (рис. 17), заполнен-
ный водой до верхней метки на стенке
стакана. Пульпа при анализе должна
быть разбавленной (с отношением жидкого
к твердому по весу не меньше 10 : 1), чтобы
создать условия свободного падения. По хо-
ду анализа пульпа после отстаивания сли-
вается через сифонную трубку В диамет-
ром 6—10 мм в сосуд С. Глубина h погру-
жения сифонной трубки под уровень пульпы
в стакане должна быть постоянной. Она
служит расчетным расстоянием для опре-
деления времени осаждения частиц разной
крупности. При седиментационном анализе,
как и при ситовом, соблюдают постоян-
ный модуль шкалы классификации. Круп-
ности выделяемых классов назначают, на-
пример мельче 10 мк, минус 20 плюс 10 мк,
и по формуле Стокса (см. табл. 4) опреде-
ляют скорости падения предельных зерен принятых размеров.
Делением расчетной высоты h (см) на полученные расчетом ско-
рости v (см/сек) получают время, необходимое для оседания частицы
данного размера от верхней метки до конца сифонной трубки:
t — — . сек.
V
Анализ ведут следующим образом. Пульпу в стакане А тщательно
перемешивают. В момент прекращения перемешивания включают
секундомер и оставляют пульпу в покое на установленное время
осаждения самой мелкой фракции (в нашем примере минус 10 мк).
По истечении времени зажим на сифоне В открывают и сливают всю
жидкость над осадком. Стакан снова наполняют водой до метки
и операцию повторяют до тех пор, пока не получат прозрачного
слива. Все сливы собирают в сосуд С достаточной емкости и дают
отстояться, после чего воду сливают, а остаток высушивают и
-40
взвешивают. Затем в таком же порядке отмучивают следующий класс
по крупности (минус 20 мк) и т. д. После удаления последнего класса
(минус 40 мк) в стакане останется крупная фракция, которую также
высушивают и взвешивают.
§ 4. Гидравлические классификаторы
Конусные классификаторы применяют для раз-
деления пульпы по крупности на два продукта (рис. 18). Пульпу
подают по центральной трубе, погруженной ниже уровня слива.
Топкий материал переливается через
борт конуса в сливной желоб, а круп-
ный разгружается через нижнюю
насадку. Часто конусы оборудуют
поплавковым устройством для авто-
матической разгрузки песковой
фракции.
Крупность разделения в конусе
данного размера определяется сред-
ней скоростью восходящего потока
в верхнем сечении на уровне слива,
т. е. объемом сливаемой пульпы.
Частицы материала, имеющие
скорость падения больше этой ско-
рости, будут осаждаться, а более
мелкие будут уходить в слив. Со-
держание твердого в разгрузке ре-
гулируется размером песковой на-
садки.
Недостаток конусных классифи-
каторов — их низкая эффектив-
ность. При этом много мелких частиц
Рис. 18. Конусный классифи-
катор
уходит в крупную фракцию,
что объясняется высоким содержанием в ней воды. Конусы при-
меняются для грубой классификации, сгущения и обесшламливания
пульп. Конусы с постоянной разгрузочной насадкой можно исполь-
зовать в качестве дозаторов пульпы перед обогатительными аппа-
ратами. При истечении материала через насадку под постоянным
напором столба пульпы объемный расход ее остается постоянным.
Изготовляют конусы диаметром 2,5—3,6 м. Производительность
их определяется необходимой крупностью слива и объемом слива-
емой пульпы.
Камерный гидравлический классифика-
тор состоит из ряда пирамидальных камер, постепенно увеличи-
вающихся в размерах и в верхней части объединенных общим, рас-
ширяющимся в плане по потоку пульпы, желобом (рис. 19).
Исходную пульпу подают в узкий конец желоба, которая запол-
няет камеры классификатора и переливается через порог в широком
конце. Минеральные зерна, в соответствии со скоростями падения
41
fl воде и постепенно уменьшающейся скоростью потока, оседают
в разных камерах, образуя классы определенной крупности. Самая
мелкая фракция уносится в слив. К каждой пирамидальной камере
присоединяют цилиндр и конусную насадку. Осевший материал
выпускают из конусной насадки через периодически открыва-
ющийся клапан.
В цилиндрическую часть по касательной подводят под напором
воду, создающую вращающийся восходящий поток в пирамидальной
части камеры. Восходящий поток воды выносит мелочь из осевшего
4 3 5
франция /[/
Фракция
Рис. 19. Камерный гидра-
влический классификатор:
7 — вал привода; 2 — шкив, 3 —
стержень клапана; 4 — кулачок
на колесе' ‘ для подъема стержня
клапана, 5 — червячное колесо,
6 — полый вал с мешалками, 7 —
шар клапана разгрузки; в — кран
для регулировки воды
материала вверх, снижая тем самым степень загрязнения оседающих
фракций мелкими классами. При этом имеется возможность регули-
рования крупности классов. В нижней суженной части камеры
происходит классификация в условиях стесненного падения.
Осевшая фракция в нижней части камеры непрерывно разрых-
ляется мешалками, закрепленными на пустотелом подвесном валу,
приводимом в движение посредством червячной передачи со ско-
ростью около 1,5 об/мин. Внутри полого вала мешалки проходит
стержень, на конце которого имеется шар выпускного клапана.
Периодический подъем стержня, а следовательно, и выпуск мате-
риала осуществляются кулачками (одним или несколькими) на чер-
вячной шестерне полого вала мешалки. Кулачки вступают в зацепле-
ние с выступом на стержне. Периодическая разгрузка материала
из камер позволяет получить достаточно плотный продукт и снижает
общий расход воды. Промышленный четырехкамерный классифи-
катор имеет ширину в головной части 0,6 ж, а в сливной 1,5 м при
длине около 3 м. Производительность на материале мельче 2 мм
15—25 т/ч по твердому. Расход воды (дополнительно к поступа-
ющей пульпе) составляет 30—80 л/мин.
Классификаторы этого типа широко применяют для разделения
материала на классы перед обогащением на концентрационных
столах.
42
§ 5. Механические классификаторы
Механические классификаторы представляют собой простейшие
гидравлические классификаторы — отстойники, в которых исходная
пульпа разделяется на два продукта — мелкий и крупный. Меха-
ническими они называются потому, что пески из них разгружаются
посредством механизмов.
Исходная пульпа поступает в прямоугольную (в плане) ванну
с наклонным днищем. Торцовая стенка в нижнем конце корпуса
классификатора образует некоторую емкость — прудок пульпы,
имеющий свободную поверхность — зеркало пульпы. Внутри аппа-
рата имеется механизм, назначение которого заключается во взму-
чивании пульпы (до степени, не препятствующей расслоению пульпы)
и транспортировании осевших крупных частиц вверх по днищу.
Разделение пульпы на слив и пески происходит в прудке. Вверху
Рис. 20. Схема классификации в механическом классификаторе
у самого зеркала пульпа имеет наименьшую плотность, а внизу
у днища наибольшую. Через верх нижней торцовой стенки сливается
мелкий материал — слив, а крупный опускается на дно и механиз-
мом транспортируется вверх по днищу и переваливается через край
в виде песков.
После загрузки пульпы в классификатор между гребками транс-
портирующего механизма и днищем корыта образуется прослойка —
постель А (рис. 20) из осевших частиц, которая защищает дно клас-
сификатора от износа.
В зоне Б скапливаются осевшие пески, которые затем удаляются
к песковому порогу. На участке обезвоживания из этих песков
постепенно стекает вода, несущая мелкие частицы. Зона В состоит
из частиц, взвешенных действием механизма. Через нее проходят
оседающие частицы, при этом плотность зоны с глубиной возрастает.
В зоне Г пульпой, текущей к сливному порогу, создается горизон-
тальный поток. Частицы, находящиеся под действием силы тяжести
и несущей силы горизонтального потока, движутся по направлению
равнодействующих сил. Частицы, скорость падения которых при
данной плотности пульпы превышает скорость потока пульпы,
создаваемого в верхнем сечении прудка классификатора, опускаются
на дно, а частицы более мелкие в основной массе переливаются через
сливной порог классификатора.
Как и в горизонтальном отстойнике (см. § 2 главы IV), производи-
тельность классификатора и крупность разделения определяются
43
в основном площадью зеркала пульпы в классификаторе и скоростью
осаждения частиц максимальной крупности, удаляемых в слив.
Скорость осаждения частиц зависит от плотности пульпы в зоне
классификации. Чем плотнее пульпа, тем выше ее вязкость и тем
меньше скорость осаждения частиц данного размера.
Поэтому плотность слива, связанная с плотностью пульпы в зоне
классификации, служит главным фактором для оперативного регу-
лирования работы механического классификатора. Добавлением
или уменьшением подачи воды в классификатор можно изменять
плотность и крупность частиц в сливе. В обычных условиях работы
классификатора увеличение подачи воды, т. е. разбавление слива,
приводит к уменьшению его крупности. При сильном разбавлении
•слива дальнейшая добавка воды вызывает укрупнение слива вслед-
ствие увеличения несущей скорости потока. На результаты клас-
сификации оказывает влияние характеристика руды: содержание
глинистых частиц в руде увеличивает вязкость пульпы и снижает
скорости осаждения частиц.
Взмучивающее действие механизма классификатора создает вос-
ходящие потоки в прудке и может вызвать укрупнение слива.
Температура пульпы оказывает заметное влияние на ее вязкость
и тем самым на крупность слива. Добавки некоторых реагентов
также могут оказывать влияние на результаты классификации.
Механические классификаторы применяются в основном в опера-
циях измельчения руд в шаровых и стержневых мельницах.
Наклонное корыто и механический подъем песков позволяют
самотечно замыкать операцию измельчения материала, т. е. подавать
по желобу пульпу из мельницы в классификатор, а пески классифи-
катора также по желобу возвращать в улитковый питатель мельницы
(рис. 21).
Реечный классификатор состоит из корпуса,
граблей и механизма для их привода. Корпус представляет собой
желоб прямоугольного сечения, установленный под углом 10—15°
к горизонту. Нижний конец корпуса с торца закрыт стенкой, обра-
зующей сливной порог, верхний конец открыт. Задняя часть корпуса
поднимается выше уровня сливного порога.
В корпусе от специального механизма передвигаются две или
несколько грабельных скребковых рам, описывающих траекторию,
показанную на рис. 22. При движении вверх по наклону дна грабли
со скребками (рейками) из полосовой или уголковой стали пере-
мещаются по дну, при движении вниз они приподнимаются. Этими
граблями транспортируется осевший на дно материал. Пульпа,
подлежащая классификации, загружается в корпус по желобу,
расположенному приблизительно посредине зеркала пульпы
в классификаторе.
Реечные классификаторы изготовляются шириной от 0,3 м до 5,5 м
и длиной до 9 м. В классификаторах небольших размеров — одна
скребковая рама, в больших — четыре рамы. Скорость движения
граблей зависит от крупности слива: при тонких сливах — 9—15 хо-
44
дов в минуту, а при крупных — 23—27 ходов в минуту. Крупность
слива не превышает 0,8 мм, содержание твердого в сливе 25—50%.
Спиральный классификатор (рис. 23) отличается
от реечного механизмом для транспортирования песков. Транспорт-
Рис, 21. Шаровая мельница в замкнутом цикле с классификатором
ным устройством здесь служит медленно вращающаяся винтовая
спираль, смонтированная на наклонном валу, установленном парал-
лельно днищу корпуса, в котором образуется отстойный резервуар.
Изготовляют классификаторы с одной или двумя спиралями. При-
меняют два типа спиральных классификаторов — с высоким порогом
и с погруженной спиралью. В классификаторах с погруженной спи-
Уровень пульпы
Рис. 22. Схема движения граблей в реечном
классификаторе
ралью в нижнем сливном конце классификатора вся спираль нахо-
дится под уровнем пульпы, что создает наиболее благоприятные
условия для получения тонкого слива. Классификаторы этого типа
применяют для разделения по классам, начиная от 0,1 мм и мельче.
В классификаторах с высоким порогом спираль поднята над уровнем
зеркала пульпы. Эти классификаторы применяют для получения
относительно крупных сливов (от 0,8 до 0,1 мм).
Изготовляют классификаторы со спиралями диаметром до 3 at
и длиной до 12,5 м. Угол наклона дна составляет 15—18°,5. Скорость
45
вращения спиралей зависит от крупности слива. При крупном сливе
(0,8 мм) окружная скорость на внешнем радиусе спирали около
2,5 м/мин, при сливе мельче 0,074 мм — 5 м!мин.
Рис. 23. Спиральный классификатор с высоким порогом:
1 — загрузочный желоб, 2— ручной винтовой подъемник для спирали, а — угол
наклона днища
При остановках спирального классификатора пульпу из него
не выпускают, а поднимают нижний конец спирали. Для этого пред-
усмотрена специальная лебедка с электроприводом. Спиральные
1 — привод, г — опорная рама, з — сливной борт; 4 — грабли; 5 - коль-
цевой. желоб для слива; в — скребок в центральной воронке
достоинствами: простота конструкции; возможность остановки
и пуска классификатора без выпуска песков; большой угол наклона
днища, позволяющий легче осуществить самотечное замыкание
мельницы с классификатором при больших размерах оборудования;
более спокойная зона классификации, обеспечивающая получение
слива с меньшим закрупнением. На обогатительных фабриках спи-
46
ральные классификаторы практически полностью вытеснили рееч-
ные.
Гидросепаратор (рис. 24) состоит из отстойного цилин-
дрического чана с конусным днищем. Угол наклона образующих
конуса к горизонту около 7°. По днищу вращаются гребковые рамы
для транспортирования оседающего материала к центральному
разгрузочному отверстию в вершине конуса. По верхнему борту
чана имеется кольцевой желоб для слива. Пульпа, подлежащая
классификации, подается в центр чана сверху. Диаметр чана под-
бирается такой, чтобы в его верхнем сечении создавался поток,
имеющий среднюю скорость, достаточную для выноса в слив частиц
намеченной крупности. Гидросепараторы применяют на обогатитель-
ных фабриках главным образом для обесшламливания пульп. Изго-
товляют их диаметром до 18 м. Песковая фракция гидросепараторов
обычно содержит много мелких классов, увлекаемых водой. Содер-
жание твердого в крупной фракции 50—65%. Извлечение мелкого
класса в слив составляет 45—60%. Гидросепараторы, устанавлива-
емые для обесшламливания магнетитовых пульп, оборудуют намагни-
чивающими катушками для образования магнетитных флокул
(хлопьев), ускоряющих осаждение мелкого магнетита.
§ 6. Гидроциклоны
Гидроциклон (рис. 25) имеет металлический цилиндро-кониче-
ский корпус, закрытый сверху крышкой с круглым отверстием
в центре. Исходная пульпа подается под давлением через кониче-
скую насадку, подведенную касательно к цилиндрической части гидро-
циклона. Такой подвод создает в гидроциклоне вращение пульпы.
Минеральные зерна в пульпе, поступившей в гидроциклон, нахо-
дятся под воздействием центробежной силы, которая в несколько
раз превышает силу тяжести. Более крупные частицы центробежной
силой отжимаются к стенке и внешним потоком выводятся через
нижнее отверстие конуса. Мелкие частицы внутренним враща-
ющимся потоком выносятся через отверстие в верхней крышке.
Поскольку в гидроциклоне разделение частиц происходит под
действием центробежной силы, а не силы тяжести, то в нем можно
осадить сравнительно мелкие частицы при большой производитель-
ности. На гидроциклонах можно получить сливы крупностью до 15 мк
и, следовательно, они пригодны для обесшламливания пульп. Круп-
ность разделения можно регулировать напором поступающей пульпы
' и размером нижнего разгрузочного отверстия. Гидро циклоны поз-
воляют получить сливы такие же по крупности, как и сливы механи-
ческих классификаторов. Однако нижний продукт гидроциклонов
содержит 50—65% твердого, т. е. по сравнению с механическими
классификаторами пески получаются более разжиженными и по-
этому содержат больше мелких классов, взвешенных в воде. По этой
причине эффективность классификации в гидроциклонах ниже, чем
в механических классификаторах. Гидроциклоны широко приме-
47
i
няются в схемах измельчения руд. Они успешно заменяют механи-
ческие классификаторы в замкнутых циклах при использовании
шаровых мельниц. Гидроциклоны не требуют больших производ-
ственных площадей и во много раз дешевле механических клас-
сификаторов.
При эксплуатации гидроциклоны удобнее классификаторов, так
как просты по устройству и не имеют движущихся частей. Объем
материала, находящегося в гидроциклонах, мал по сравнению с объ-
емом пульпы в механических классификаторах. Это облегчает пуск
Слаб
Рис. 25. Схема работы гидроциклона
и остановку агрегата мельница — гидроциклон, а также уменьшает
окисление руды вследствие незначительного времени пребывания ее
в цикле измельчения.
Главные недостатки гидроциклонов — повышенный износ
самого гидроциклона и насоса, подающего в него пульпу, а также
более высокий расход энергии, связанный с работой насоса. Для уве-
личения срока службы современные гидроциклоны внутри футеруют
резиной и изготовляют разборными для возможности замены у них
отдельных деталей. Иногда для защиты от износа гидроциклоны
футеруют каменным литьем. Насосы следует применять также гум-
мированные или из специальных сортов металла.
Гидроциклоны изготовляют диаметром от 50 до 1000 мм. Угол
конусности обычно принимают 20—22°. Напор пульпы на входе
в гидроциклон от 0,3 до 3 ати. Работа с низкими давлениями пред-
почтительнее, так как снижает износ гидроциклона и расход электро-
энергии.
Для получения высокой производительности гидроциклоны уста-
навливают батареями.
48
Загрузка исходного материала
‘Мелкий продукт
Рис. 26. Центробежный воздушный
сепаратор
§ 7. Центробежный воздушный сепаратор
Центробежный воздушный сепаратор показан на рис. 26. В ци-
линдро-конической камере 1 концентрически размещена вторая
меньшая камера 2. Во внутренней камере на вертикальном валу 3
вращается горизонтальный
диск 4, на который сверху
подается исходный материал
по цилиндрической ворон-
ке 5. Над верхним отвер-
стием камеры 2 вращается
вентиляторное колесо 6, при-
водимое в движение тем же
валом 3. В месте перехода
цилиндрической части каме-
ры 2 в коническую воронку
встроена жалюзийная решет-
ка 7, через которую вну-
тренняя камера сообщается
с наружной. При вращении
вентиляторное колесо заса-
сывает воздух из внутренней
камеры 2 и нагнетает его
в наружную камеру, а через
жалюзи воздух попадает
опять во внутреннюю каме-
ру. Таким образом в сепа-
раторе создается замкнутый
циркулирующий поток воз-
духа.
Частицы исходного мате-
риала под действием центро-
бежной силы сбрасываются
с загрузочного диска 4 пло-
ским слоем, пересекающим
воздушный поток. Частицы оказываются под действием силы тя-
жести, центробежной силы, действующей горизонтально, и несущей
силы воздушного потока, направленной вверх. В результате действия
этих сил крупные тяжелые частицы опускаются во внутренний конус,
а мелкие выносятся воздушным потоком в пространство между
камерами, ударяются о стенки цилиндра, теряют скорость и раз-
гружаются из внешнего конуса. Крупность мелкого продукта можно
уменьшить, если снизить скорость вращения вентилятора, или
опустить загрузочный диск, или прикрыть щели в жалюзийной
решетке.
Воздушные сепараторы изготовляют диаметром до 4,5 м (цилин-
дрической части внешней камеры). Применяют их для обеспы-
ливания угля перед обогащением, а также для классификации
порошковатых материалов при сухом измельчении.
4 Заказ 1908 49
ГЛАВА V
ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ
§ 1. Процессы дробления и измельчения
Дробление и измельчение — процессы
уменьшения размеров кусков (зерен) полез-
ных ископаемых разрушением их действием
внешних сил, преодолевающих внутренние
силы сцепления, связывающие между собой
частицы твердого вещества. Принципиально про-
цессы дробления и измельчения не различаются между собой.
Условно считают, что при дроблении получают продукты крупнее
5 мм, а при измельчении мельче 5 мм. Для дробления применяют
дробилки, а для измельчения — мельницы.
Дробление и измельчение на обогатительных фабриках являются
подготовительными операциями перед обогащением и служат для
разъединения тесно сросшихся между собой зерен различных мине-
ралов, содержащихся в полезном ископаемом. Чем полнее раскры-
ваются (освобождаются один от другого) минералы при дроблении
и измельчении, тем успешнее протекает последующее обогащение
полезного ископаемого.
Полного раскрытия минералов достичь не удается, так как для
этого пришлось бы очень тонко измельчать руду перед обогащением.
Сростки минералов, поступающие на обогащение, снижают техноло-
гические показатели. Они попадают частично в концентрат, умень-
шая в нем содержание ценного компонента и частично в хвосты,
что увеличивает потери металла.
Крупность зерен, до которой необходимо дробить или измель-
чать исходный материал перед обогащением, определяется размером
вкрапленности полезных минералов и процессом, принятым для
обогащения данного ископаемого. Эта крупность устанавливается
опытным путем при исследованиях обогатимости полезных ископа-
емых. Переизмельчать материалы не следует, так как это удорожает
процесс и ухудшает результаты обогащения. Минеральные зерна
мельче 10—20 мк при обогащении извлекаются неудовлетворительно.
Степень дробления — э то отношение раз-
меров максимальных кусков или зерен ис-
ходного материала к размеру максималь-
ных кусков дробленого продукта. Степень дроб-
50
ления показывает, во сколько раз уменьшился размер кусков
материала при дроблении
I — ^max
^гпах
Таким образом степень дробления вычисляется как отношение разме-
ров предельных отверсАй сит, через которые проходят куски дроби-
мого материала и дробленого продукта. Форма отверстий при этом
должна быть одинаковой, так как она влияет на результаты
грохочения.
Степень дробления правильнее вычислять как отношение средних
диаметров, определяемых с учетом характеристик крупности исход-
ного материала и продукта дробления:
®ср
Г .
“ср
Получить большие степени дробления, при которых достигается
необходимое раскрытие минералов в одной дробильной машине,
как правило, невозможно.
Машины для дробления и измельчения эффективно работают
только при ограниченных степенях дробления, а поэтому дробить
материал от исходной крупности до требуемого размера рациональ-
нее в нескольких последовательно работающих машинах. В каждой
из них будет выполнена лишь часть общего процесса дробления
или измельчения, называемая стадией дробления или
и з м е л ь ч е н и я.
В зависимости от крупности исходного материала и дробленого
продукта стадии дробления имеют названия: первая ста-
дия — крупное дробление; вторая стадия —
среднее дробление; третья стадия — мелкое
дробление. На некоторых обогатительных фабриках для
обогащения железных руд, содержащих значительное количество
крупных плоских кусков, применяются четырехстадиальные схемы
дробления. В этом случае можно считать, что две первые стадии —
это крупное, а третья и четвертая стадии — среднее и мелкое дро-
бление.
Материал после среднего или мелкого дробления (куски раз-
мером меньше 30 мм) поступает в измельчение. В зависимости от
требуемой крупности материала перед обогащением, его можно
измельчать в одну, в две или даже в три последовательные стадии,
которые соответственно называются первой, второй и третьей ста-
диями измельчения.
Степень дробления, достигаемая в каждой отдельной стадии,
называется частной, а во всех стадиях — общей сте-
пенью дробления. Общая степень дробления равна произ-
ведению частных степеней:
.•_г . г г = ~^тах . dn-1 Ртах
12 П di d% <^тах ^тах
4*
51
о
Исходный
материал
Qmj4
й
~D *OriH
x=m%
Исходный „у. Омм
материал
Qm/ч
учоах,
I -d+Омм
I Qm/ч
У,
Грохочение
d мм
D*clrm
-d;Q
Цт/ч
Грохочение
d мм
О Дробление
do d мм
О,т/ч
У-Ю07я
дримм
-B^dfHM
-^Дробление I стадия
/до д^мм
ds О
Q3 т/ч
-dpO
Q,m/4
Исходный -jsomm
материал уз{00%
Цт/ч
Грохочение
дгмм
-dt'd2MM
' Дробление II стадия
до #2 мм
'ч<, и,-,
-аг +омм
-ds О
03т/ч
ds О
Qm/ч
^100%
Р
-d3*0
Qm/ч
К-100%
Грохочение
djMM
-^d3-
\Драбление
~\Шстадия
Удо д3мм
-d^Q
4S>
Рис. 27. Схемы дробления:
. - отгаи1,»»ь,а»; - « - „,,хе™и«ьн„; . - 4.=™™;^ - -= «роду»»; у - ь»«д продукта; D . d - ₽»«»
Дробление и измельчение весьма энергоемкие операции. В этих
операциях расходуется около половины энергии, потребляемой
обогатительной фабрикой. Поэтому целесообразно из материала
перед дробильными или измельчительными машинами выделить
куски (зерна) мельче того размера, до которого осуществляется
дробление или измельчение в данной стадии.
В материале, подлежащем измельчению, всегда содержится
некоторое количество зерен, уже не являющихся сростками полез-
ных минералов с пустой породой. Когда таких зерен содержится
большое количество или когда они представляют собой весьма цен-
ные минералы, которые могут быть потеряны вследствие переизмель-
чения, для их извлечения вводят промежуточные операции обо-
гащения.
Дробилки и мельницы могут работать в открытом и замкнутом
циклах (рис. 27).
При открытом цикле материал проходит через дробилку или
мельницу один раз и в дробленом продукте всегда присутствует
некоторое количество кусков избыточного размера.
При замкнутом цикле материал неоднократно проходит через
дробилку или мельницу. Дробленый продукт поступает на клас-
сифицирующий аппарат, выделяющий из него куски избыточного
размера, которые возвращаются для додрабливания в ту же дробилку
или мельницу.
Для классификации продуктов дробления применяют грохоты,
а для классификации продуктов измельчения — механические клас-
сификаторы или гидроциклоны.
Одно-, двух- и трехстадиальные схемы дробления приведены
на рис. 27. На этих схемах первая и вторая стадии дробления осуще-
ствляются в открытом цикле, а третья — в замкнутом цикле с гро-
хотом.
Законы дробления определяют работу, которую произ-
водят внешние силы при разрушении кусков полезного ископаемого.
Эта работа затрачивается на преодоление сил взаимного сцепления
частиц твердого вещества, определяемых природой и структурой
кристаллов, образующих куски полезного ископаемого. Она зависит
также от разнообразных дефектов в кристаллической решетке мине-
ралов, макро- и микротрещин, ослабляющих прочность кусков.
При дроблении куски полезных ископаемых разрушаются по наи-
более слабым сечениям. Образовавшиеся при дроблении обломки
уже не содержат тех слабых мест, по которым разрушились крупные
куски. При дроблении прочность материала по мере уменьшения
крупности кусков повышается.
Работа, затрачиваемая на дробление, частично расходуется на
Деформацию разрушаемых кусков и рассеивается в окружающее
пространство в виде тепла, а частично расходуется на образование
новых поверхностей, превращаясь в свободную поверхностную
энергию твердого тела:
А = ЛД + ЛП = & АР + оД5 (уравнение Ребиндера),
53
где А — работа дробления;
Ад — к ДУ — работа деформаций в деформированном объеме;
Ап = a AS — работа образования новых поверхностей;
Д V — деформированный объем;
AS — величина вновь образованной поверхности;
к и а — коэффициенты пропорциональности.
При дроблении, когда степень дробления мала, можно прене-
бречь работой образования новых поверхностей вследствие незначи-
тельности ее по сравнению с работой деформации. В этом случае
из общего уравнения Ребиндера получается частный закон дроб-
ления Кирпичева (Кика) — работа дробле-
ния пропорциональна объему или весу дро-
бимых тел.
При дроблении, когда степень дробления велика, можно пре-
небречь работой деформаций, так как в этом случае она мала по
сравнению с работой образования новых поверхностей, и- из уравне-
ния Ребиндера получится частный закон дробления
Риттингера — раббта дробления пропорци-
ональна величине вновь образованной по-
верхности.
Чаще всего дробление производится при средней степени дробле-
ния, а поэтому при определении работы в уравнении Ребиндера
необходимо учитывать как работу деформаций, так и работу обра-
зования новых поверхностей, т. е. считать работу дробления пропор-
циональной как объему, так и поверхности дробимых тел. Если
предположить, что работа дробления пропор-
циональна среднему геометрическому из
о б ъ е м’а и поверхности дробимых тел,
то получим частный закон дробления
Б о н д а.
Известны четыре основных способа дроб-
ления: раздавливание, раскалывание, исти-
рание, удар.
На обогатительных фабриках дробилки работают главным обра-
зом раздавливанием и ударом при добавочных истирающих и изгиба-
ющих воздействиях на дробимый материал.
Крупное, среднее и мелкое дробление производится сухим спо-
собом. Мокрое дробление применяют только в том случае, когда
дробимый материал содержит глину, которую необходимо отмыть
одновременно с дроблением. В некоторых случаях воду подают
в небольшом количестве из брызгал в завалочную воронку дробилки
крупного дробления для увлажнения руды и уменьшения пыле-
образования.
Измельчение производится, как правило, с водой. Мокрое измель-
чение более производительно, осуществляется без пылеобразования
и позволяет легко транспортировать измельченные продукты. Сухое
измельчение применяется в редких случаях, когда нельзя допускать
контакта дробимого материала с водой, когда измельченный продукт
54
обрабатывается всухую, а также при самоизмельчении руд в мель-
ницах «Аэрофол».
Машины для дробления и измельчения,
применяемые на обогатительных фабриках, разделяются на пять
основных классов: щековые'дробилки; конусные дробилки; валковые
дробилки; молотковые дробилки и дезинтеграторы; барабанные
мельницы.
Существенное отличие дробилок от мельниц заключается в том,
что у дробилок нет соприкосновения между их рабочими (дробящими)
органами. Между ними всегда имеется зазор, заполняемый при работе
дробимым материалом. Дробящие тела мельниц соприкасаются
между собой при холостом ходе, а при работе под нагрузкой они
разделяются слоем материала.
Эффективность работы дробильных ма-
шин Э оценивается расходом электроэнергии на дробление и выра-
жается в тоннах дробленого продукта на 1квтП'Ч израсходованной
электроэнергии. Обратная величина (1 квт-ч на 1 т
дробленого продукта) называется удельным расходом
электроэнергии Е^.
§ 2. Щековые дробилки
В щековых дробилках куски материала раздавливаются между
неподвижной и качающейся щеками (рис 28). Исходный материал
поступает в пространство между щеками сверху. Дробленый продукт
разгружается внизу.
Станина дробилки образуется передней 1, задней 2 и двумя боко-
выми 3 стенками. Подвижная щека 4 подвешена на оси б, которая
опирается на подшипники в боковых стенках станины. Стенки ста-
нины, ограничивающие рабочее пространство, а также подвижная
щека футеруются сменными плитами 6 из износоустойчивой стали
или из закаленного чугуна. Футеровочные плпты неподвижной
и подвижной щек имеют ребристую пли волнистую форму поверх-
ности. Щековые дробилки изготовляют в настоящее время с глубоким
рабочим пространством и футеровку неподвижной щеки в нижней
части скашивают для образования в месте разгрузки параллельной
зоны. Подвижная щека получает качания от коленчатого (эксцентри-
кового) вала 7, опирающегося на подшипники. На эксцентрике вала
свободно висит шатун 8. Нижний конец шатуна имеет гнезда с вкла-
дышами 9, в которые свободно вставлены одним концом распорные
плиты 10. Другими концами распорные плиты вставлены во вкла-
дыш 11 в гнезде на подвижной щеке и во вкладыш 12 в гнезде на
упорной детали 13. Распорные плиты не выпадают потому, что на них
давит тяжелая подвижная щека и действует пружина 14 с тягой 15.
При вращении коленчатого вала нижний конец шатуна совер-
шает возвратно-поступательные движения в вертикальном напра-
влении. При движении шатуна вверх распорные плиты давят на
вкладыши в гнездах подвижной щеки и упорной детали. Усилия,
55
действующие вдоль распорных плит, заставляют подвижную щеку
повернуться на некоторый угол вокруг своей оси и приблизиться
к неподвижной щеке. Ходу шатуна вверх, совершающемуся в течение
половины оборота коленчатого вала, соответствует сближение щек
и раздавливание (дробление) ими кусков материала. Пол-оборота
коленчатого вала, при котором происходит дробление материала,
называется рабочим ходом. При движении шатуна вниз подвижная
щека отходит от неподвижной и дробленый материал проваливается
через щель дробилки. Пол-оборота коленчатого вала, при котором
Рис. 28. Щековая дробилка с простым качанием щеки
происходит разгрузка дробленого материала, называется холостым
ходом. В связи с наличием холостого и рабочего ходов нагрузка
на приводной электродвигатель у щековых дробилок неравномерная.
Для выравнивания нагрузок на коленчатый вал надеваются два
массивных маховика 16.
Прочность задней распорной плиты используют для предохране-
ния дробилок от поломок. Эту плиту изготовляют пониженной проч-
ности, поэтому она ломается при попадании в дробилку случайных
металлических предметов.
Ширина разгрузочного отверстия регулируется заменой распор-
ных плит, а у дробилок малого размера — при йомощи прокладок
и регулировочных клиньев.
Щековые дробилки приводятся в движение от электродвигателя
через клиноременную передачу на один из маховиков. Массивность
движущихся частей (подвижная щека и маховики) затрудняет запуск
56
дробилок. В последних конструкциях щековых дробилок пред-
усмотрен трехступенчатый запуск. Первая ступень — приводится
во вращение маховик, выполняющий роль приводного шкива, он
вращается вокруг вала 7 дробилки как вокруг оси. Вторая ступень —
вращение передается валу дробилки, вращающийся приводной махо-
вик входит в зацепление с валом дробилки посредством фрикционной
муфты. Третья ступень — приводится во вращение второй маховик.
Подшипники коленчатого вала и головки шатуна смазываются
жидкой смазкой, а подшипники подвижной щеки и вкладыши в гне-
здах распорных плит — консистентной смазкой. Циркулирующая
жидкая смазка охлаждает трущиеся части. Для дробилок большого
размера дополнительно применяют водяное охлаждение подшип-
ников.
Щековые дробилки характеризуются шириной В и длиной L
загрузочного отверстия. Шириной разгрузочной щели дробилки
считают ее размер при отходе подвижной щеки. Щековые дробилки
изготовляют размерами до В X L=1500 х 2100 мм.
На обогатительных фабриках щековые дробилки применяются
для крупного дробления. Эти дробилки не могут работать «под зава-
лом» г. Для приема прибывающей на фабрику руды сооружают
приемные воронки или бункера небольшой емкости. Из приемного
устройства в дробилку руда подается равномерно пластинчатым
питателем. Иногда перед дробилкой устанавливают колосниковый
грохот. Дробленый продукт разгружается из дробилки на ленточный
конвейер.
Максимальная степень дробления, которую можно достичь в щеко-
вых дробилках, составляет 8. Обычно же дррбилки работают при
степенях дробления от 3 до 4. Для дробилок, работающих при степени
дробления 6, расход электроэнергии на дробление колеблется от 0,3
до 1,3 кет -ч/т.
Расход стали при использовании плит из марганцовистой стали
колеблется от 0,005 до 0,03 кг/т, а при использовании плит из зака-
ленного чугуна — от 0,01 до 0,1 кг на 1 т дробленого материала.
§ 3. Конусные дробилки
Конусные дробилки разделяются на дробилки для крупного
среднего и мелкого дробления.
Принцип действия всех конусных дробилок одинаков. Рассмотрим
его на примере дробилки для крупного дробления (рис. 29). Дробя-
щий конус жестко крепится на валу, подвешенном в точке О, а ниж-
ним концом свободно вставлен в эксцентриковый стакан. Стакан
устанавливается концентрично со станиной дробилки и называется
эксцентриковым потому, что ось отверстия, в которое входит нижний
конец вала, не совпадает с осью вращения ООг стакана. Ось вала
1 «Под завалом» — рабочее пространство дробилки и воронка над ним
заполнены рудой.
57
несколько наклонена к вертикальной оси корпуса дробилки. Экс-
центриковый стакан получает вращение от электродвигателя через
передаточный механизм. При вращении эксцентрикового стакана
ось вала описывает коническую поверхность с вершиной в точке
подвеса вала О. Жестко закрепленный на валу дробящий конус
Рис. 29. Схема и принцип действия конус-
ной дробилки для крупного дробления
с подвешенным валом:
1 — верхняя часть станины (неподвижная кониче-
ская чаша), г — дробящий конус, 3 — вал, 4 —
эксцентриковый стакан, 5 — нижняя часть ста-
нины, 6 — коническая передача, 7 — приводной
вал, 8 — шкив
совершает круговые кача-
ния, последовательно при-
ближаясь к стенкам кониче-
ской чаши и отдаляясь от
них. За половину оборота
,эксцентрикового стакана ось
вала перемещается из поло-
жения ОК в положение OKlt
а дробящий конус из поло-
жения BEFD в положе-
ние В±Е]Fх. В следующую
половину оборота ось вала
и дробящий конус возвра-
щаются в свое исходное по-
ложение. Приближение дро-
бящего конуса к чаще
сопровождается дроблением
кусков материала, посту-
пающих в пространство
между ними, а удаление —
разгрузкой дробленого про-
дукта. Дробление материала
в конусных дробилках про-
исходит непрерывно. При
любом положении эксцен-
трикового стакана на по-
верхности конической чаши
всегда имеется точка, к
которой приближается дробя-
щий конус и в которой, сле-
довательно, происходит дро-
бление. Непрерывность дроб-
ления освобождает от необходимости применения тяжелых махо-
виков для конусных дробилок. При отсутствии холостого хода
время дробления, а следовательно, и производительность у конус-
ных дробилок выше, чем у щековых.
Схема конусной дробилки для среднего дробления показана
на рис. 30. Дробящий конус, закрепленный на валу, опирается
на сферический подпятник. Ось вала при вращении эксцентрикового
стакана описывает коническую поверхность с вершиной в точке О.
Дробящий конус совершает внутри конической чаши круговые кача-
ния, аналогичные качаниям конуса у дробилок с подвешенным
валом. Дробленый продукт разгружается вниз, под дробилку.
58
Рабочие пространства конусных дробилок для крупного, среднего
я мелкого дробления различаются между собой конфигурацией
У дробилок (для крупного дробления
конус крутой (угол при вершине око-
ло 20°), а у дробилок для среднего
и мелкого дробления — пологий (угол
при вершине около 100°). Конфигура-
ция рабочего пространства конусных
дробилок для крупного дробления
приспособлена к приему крупных
кусков. Кольцевое пространство ме-
жду дробящим конусом и наружной
чашей (см. рис. 29) расширяется в
верхней части. Современные конусные
дробилки для крупного дробления
имеют футеровку, придающую рабо-
чему пространству дробилки криволи-
нейные очертания. Футеровка такого
профиля уменьшает возможность заби-
вания дробилки рудой.
Конфигурация рабочего простран-
Рпс. 30. Схема конусной дро
бплки для среднего дробления
с валом, подвешенным на
сферическом подпятнике;
1 — коническая чаша, 2 — дробя-
щий конус, 3 — вал, 4 — эксцен-
триковый стакан, 5 — станина;
6 — коническая передача, 7 — при-
водной вал, 8 —шкив, 9 —поднят
ник
ства конусных дробилок для сред-
него и мелкого дробления предусматривает прием более мелкого мате-
риала и позволяет выдавать относительно равномерный по крупности
Рис. 31. Рабочее пространство конусной дробилки для
мелкого дробления:
1 — коническая чаша; 2 — дробящий конус, з — вал
дробленый продукт. При максимальном сближении дробящего конуса
с наружной чашей создается «параллельная зона» длиной I и ши-
риной s (рис. 31), которая и определяет размер кусков дробленого
59
продукта. Рабочее пространство конусных дробилок для мел-
кого дробления имеет, по сравнению с дробилками для среднего
дробления, большую длину параллельной зоны I и меньшую высоту
дробящего конуса. Конусные дробилки для крупного дробления
отличаются от дробилок для среднего и мелкого дробления величиной
эксцентриситета стакана, определяющего амплитуду качаний дробя-
щего конуса. У дробилок для крупного дробления эксцентриситет
стакана составляет не больше 25 мм, а у дробилок для среднего
и мелкого дробления — больше 100 мм.
Конусная дробилка для крупного дробления (рис. 32)
имеет разъемную станину. Части станины 1^2 соединяются между
собой болтами. Верхняя часть станины 2 — коническая чаша, в кото-
рой дробится материал. Внутренняя поверхность ее футеруется
плитами 3 из марганцовистой стали. Все неплотности между футе-
ровочными плитами и внутренней поверхностью чаши заливаются
цинком. Дробящий конус 4 закреплен на валу 5 и покрыт футеров-
кой 6, закрепляемой гайками 7. Вал подвешен в специальном гнезде
в центральной головке траверсы 8. Двухлапая траверса отлита
заодно с кольцевой основой, футеруется сверху плитами 9 и крепится
болтами к фланцу. Нижняя поверхность гнезда подвеса защищена
опорным кольцом 10, а боковая поверхность облицована сменной
втулкой 11, расточенной на конус, расширяющийся кверху. На вал
надевается втулка 12, имеющая скошенную нижнюю торцовую
поверхность.
Вал 5 висит на втулке 12, опираясь на кольцо 10. Для надежного
крепления втулки на валу применяется конусная шайба 14
и гайка 15. Приводной механизм защищен от попадания пыли уплот-
нением 16, а от износа футеровкой 17. Большие дробилки имеют
два приводных механизма. Приводные механизмы состоят из пары
конических зубчатых шестерен 18 и 19 и приводных валов 20, соеди-
ненных муфтами с валами шкивов 21. Приводные валы заклю-
чены в обоймы 22, которые вставляются в специальные гнезда в ста-
нине и крепятся на ней болтами.
Втулка 23, ось которой совпадает с вертикальной осью дробилки,
отлита заодно с нижней частью станины и связана с ней ребрами
жесткости. В нее вставлена вкладная втулка 24, в которую сверху
опускается эксцентриковый стакан 13, опирающийся на кольцо 25,
уложенное на верхнем обрезе втулки 23. На эксцентриковый стакан
надета большая коническая шестерня 18 привода. В эксцентриковом
стакане сделана наклонная расточка, эксцентричная относительно
вертикальной оси дробилки. В эту расточку свободно вставляется
нижний конец вала 5. При износе или после установки новой футе-
ровки требуется регулирование ширины разгрузочного отверстия.
Для этого вал 5 вместе с дробящим конусом приподнимается (под-
вешивается) мостовым краном. Навинчивая или свинчивая гайку 15,
устанавливают нужную ширину разгрузочного отверстия. Трущиеся
детали приводного механизма смазывают жидким маслом, а узел
подвеса вала 5 — консистентной смазкой.
60
Рис. 32. Конусная дробил-
ка для крупного дробле-
ния с подвешенным валом
Конусные дробилки для крупного дробления характеризуются
шириной загрузочного отверстия (размер В на рис. 32). Изгото-
вляются размером до В — 1500 мм. Шириной разгрузочного отвер-
стия считают размер его при
отходе конуса от чаши.
Конусные редук-
ционные дробилки
с гидравлическим
регулированием раз-
грузочного отвер-
стия (рис. 33) включают-
ся в схему дробления после
конусных дробилок с подве-
шенным валом или щековых
дробилок в тех случаях,
когда производится дроб-
ление в четыре стадии.
Нагнетание
КПГЛЛ
Рис. 33. Конусная редукционная дробилка с гидравлическим регули-
рованием разгрузочного отверстия
Разгрузочное отверстие дробилки регулируется гидравлическим
домкратом, который крепится болтами к нижнему фланцу централь-
ной втулки станины. Конец вала 1 проходит через отверстие в экс-
центриковом стакане 2 и имеет гнездо, в которое свободно входит
головка стойки 3. Последняя опирается на плунжер 4 гидравличе-
ского домкрата. Верхний подшипник допускает вертикальные пере-
мещения вала 1. Гидравлическая система защищает дробилку от
поломок. При попадании в рабочее пространство недробимых тел
давление резко возрастает и масло из цилиндра домкрата выжимается
в гидравлический аккумулятор. Вал, опускаясь, увеличивает ширину
разгрузочного отверстия и пропускает металлический Предмет.
Система приходит в прежнее положение автоматически.
62
A A
Рис. 34. Установка конусной дробилки для крупного дробления при захрузке руды в нее непосредственно из железно-
дорожных вагонов:
1 — конусная дробилка для крупного дробления В = 1500 мм, 2 — пластинчатый питатель, з — ленточный конвейер дробленой руды, 4 —
самоопроыздывающийся железнодорожный вагон, 5 — мостовой кран
Большие конусные дробилки для крупного дробления (В (>
)> 900 мм) могут работать «под завалом» и принимать материал
непосредственно из опрокидывающихся вагонов (рис. 34). Дробилки
меньшего размера работать «под завалом» не могут и перед ними
сооружают приемные воронки. Дробленый продукт разгружается
на ленточный конвейер. При работе «под завалом» дробленый про-
дукт поступает сначала в промежуточный бункер, а из него питателем
подается на конвейер.
Конусные дробилки для крупного дробления могут обеспечивать
максимальную степень дробления до 8, но работают обычно при
степенях дробления от 3 до 4. При степени дробления 6 расход элек-
троэнергии на дробление в этих дробилках колеблется от 0,1
до 1,3 квт-ч на 1 т дробленого продукта. При использовании футе-
ровок из марганцовистой стали расход ее в конусных дробилках
для крупного дробления колеблется от 0,005 до 0,03 кг на 1 т дроб-
леного продукта.
Конусные дробилки для среднего и мел-
кого дробления (рис. 35) имеют цилиндрический литой
корпус 1, который нижним фланцем устанавливается на фундаменте.
На верхний фланец корпуса монтируется установочное кольцо 2,
на внутренней поверхности которого сделана винтовая нарезка.
Кольцо своим фланцем скрепляется с фланцем корпуса болтами 3
и пружинами 4, размещенными по окружности корпуса. Головки
болтов располагаются на фланце кольца, а внизу болты проходят
через отверстия в дуговых шайбах 5, затягиваются гайками 6 и пру-
жины прижимают установочное кольцо к корпусу дробилки. Сила
прижатия у больших дробилок достигает 600 Т. Пружины защищают
дробилку от поломок при попадании в нее недробимых предметов.
Наружная чаша 7 (цилиндрическая отливка с нарезкой на внешней
поверхности) ввинчивается в установочное кольцо. Внутренняя
поверхность наружной чаши сделана конической, более широкой
в нижней части. Ее покрывают футеровкой 8 из марганцовистой
стали. Футеровку крепят с наружной стороны чаши болтами 9,
зацепляющимися с крючьями 11, которые отлиты заодно с футеров-
кой и пропускаются через отверстия в чаше. Плотность прилегания
футеровки обеспечивается цинковой заливкой 10. Проемы, в которых
размещены крепящие футеровку болты, закрыты сверху кольцевым
кожухом 12, соединенным с чашей стержнями с клиновым крепле-
нием 33. На кольцевом кожухе 12 укреплена футерованная внутри
приемная воронка 13. В нижней части корпуса имеется соединенная
с ним массивными ребрами цилиндрическая втулка 14. Корпус
с ребрами и втулкой отливают как одно целое. Вертикальные оси
корпуса и втулки совпадают. Во втулку вставляют и жестко к ней
крепят сменную бронзовую втулку 15, представляющую собой под-
шипник для эксцентрикового стакана 16. В верхней части эксцен-
трикового стакана закреплена большая коническая шестерня 17.
В самом стакане сделана коническая расточка, расположенная
эксцентрично относительно вертикальной оси стакана. В этой ра-
64
сточке укреплена бронзовая втулка 35, в которую входит нижний
конец рабочего вала 20.
Скорость вращения эксцентрикового стакана большей дробилки
составляет более 200 об)мин. При вращении эксцентрично рас-
положенных масс с таким большим числом оборотов могут возникать
Рис. 35. Конусная дробилка для среднего дробления
значительные силы инерции. Для балансирования вращающихся
масс на большой конической шестерне сделан прилив 36.
Эксцентриковый стакан внизу опирается на подпятник 18, со-
стоящий из нескольких скользящих шайб. Подпятник лежит в гнезде
на донной плите 19.
На рабочем валу 20 жестко закреплен дробящий конус 21, футе-
рованный кольцевой бронегт 37, заклиниваемой на конусе фасонной
5 Заказ 1908
65
гайкой 27. Для плотного прилегания футеровки к поверхности ко-
нуса пространство между ними заполняют цинковой заливкой 28.
Нижняя поверхность дробящего конуса тщательно обработана по
сфере. Этой сферической поверхностью дробящий конус лежит на
сферической опоре 22, связанной с корпусом дробилки. Вал 20 под-
вешен посредством дробящего конуса, опирающегося на сферический
подпятник 22, покрытый сменным бронзовым вкладышем 23, по кото-
рому и скользит сферическая поверхность дробящего конуса. Ги-
дравлический затвор предохраняет от проникновения ныли к сфери-
ческому подпятнику и приводному механизму. К внутренней поверх-
ности дробящего конуса прикрепляется воротник 24.
На фасонной гайке дробящего конуса сверху болтами закреплена
распределительная тарелка 29, на которую через загрузочную во-
ронку 30 поступает исходный материал. Тарелка вместе с дробящим
конусом совершает круговые качания. Материал падает в рабочее
пространство дробилки по всей окружности загрузочного отверстия.
Параллельная зона у дробилок для мелкого дробления (коротко-
конусных) имеет длину, равную х/6, а у дробилок для среднего дро-
бления, равную 1/10—V12 диаметра дробящего конуса. Скорость
вращения эксцентрикового стакана рассчитывается таким образом,
чтобы каждый кусок дробимого материала был хотя бы один раз
раздавлен в параллельной зоне. Ширина параллельной зоны счи-
тается шириной разгрузочного отверстия. Она регулируется враще-
нием наружной чаши относительно установочного кольца. Чаша
поворачивается винтовым домкратом 26.
Привод у конусных дробилок для среднего и мелкого дробления
состоит из электродвигателя и клиноременной передачи 31 или
осуществляется непосредственно от электродвигателя. Приводной
вал 25 с подшипниками 32 смонтирован в установочной обойме 34,
закрепленной фланцем к корпусу дробилки. Трущиеся части смазы-
ваются жидким маслом. Размер дробилок характеризуется диа-
метром D основания дробящего конуса. Дробилки изготовляют
размером до D — 2200—3000 мм.
Конусная дробилка для среднего дробле-
ния с гидравлическим регулированием раз-
грузочного отверстия (рис. 36) работает по тому же
принципу, что и другие конусные дробилки. Дробящий конус опи-
рается на плунжер гидравлического домкрата, цилиндр которого
заполнен маслом и соединен маслопроводом с газовым аккумулято-
ром. Во время холостого хода и при дроблении система, состоящая
из гидравлического домкрата и газового аккумулятора, удерживает
дробящий конус и сохраняет ширину разгрузочного отверстия
неизменной. При попадании в рабочее пространство недробимого
предмета усилие на дробящий конус резко возрастает и масло из
цилиндра гидравлического домкрата отжимается в газовый аккуму-
лятор. Плунжер домкрата, а с ним и дробящий конус опускаются,
увеличивая щель. Это сопровождается уменьшением давления на
дробящий конус Когда давление ниже установленного предела,
66
масло из аккумулятора сжатым газом отжимается обратно в цилиндр
гидравлического домкрата и плунжер вместе с дробящим конусом
поднимается, восстанавливая первоначальную ширину разгрузоч-
ного отверстия.
Дробилки для среднего дробления устанавливают без питателей,
если предыдущая дробилка крупного дробления имеет его. Конвейер,
подающий дробленую J руду на среднее дробление, загружает ее
Рис. 36. Конусная дро-
билка для среднего дроб-
ления с гидравлическим
регулированием разгру-
зочного отверстия:
а — дробилка, б — схема
действия гидравлического
домкрата, 1 — дробильная
чаша, 2 — вал дробящего
конуса; 3—конус, 4 — верх-
ний подшипник вала; 5—
опорный подшипник вала,
в — шестерня эксцентрика,
7 — цилиндр гидравлическо-
го домкрата, 8 — плунжер,
9 — маслопровод, 10 — га-
зовый аккумулятор, 11 —
клапан
непосредственно на грохот и в дробилку (рис. 37). На фабриках
большой производительности перед дробилками среднего дробления
сооружают бункера и в дробилку подают материал питателями.
Конусные дробилки мелкого дробления, устанавливаемые после
дробилок среднего дробления, иногда работают по схеме замкнутого
цикла и при большой производительности перед ними приходится
сооружать бункера с питателями. Если же мелкое дробление осуще-
ствляется в открытом цикле, то перед дробилкой ставят вибрацион-
ный грохот и материал подают в дробилку так же, как это описано
выше для дробилки среднего дробления.
Конусные дробилки для среднего и мелкого дробления обеспе-
чивают степень дробления до 15. Обычно они работают при степенях
дробления от 4 до 7. Для дробилок, работающих при степени
5*
67
дробленияб, расход электроэнергии колеблется от 0,5 до 2,5 квт-ч/т.
При использовании футеровки из марганцовистой стали расход ее
колеблется от 0,001 до 0,005 кг на 1 т дробленого продукта.
Рис. 37. Установка конусной дробилки для среднего дробления:
1 — ленточный конвейер, 2 — вибрационный грохот i — конусная дробилка, 4 — конвейер
для дробленого продукта, 5 — мостовой кран
§ 4. Валковые дробилки
Валковые дробилки с гладкими валками
(рис. 38) применяются для среднего и мелкого дробления твердых
пород. Материал питателем подается в дробилку через загрузочную
воронку, захватывается валками, вращающимися с одинаковой
скоростью навстречу друг другу, дробится и разгружается
вниз под дробилку. Дробящий валок 7 насажен на вал 8, враща-
ющийся в подшипниках 2, неподвижно закрепленных на станине 1.
68
Другой дробящий валок 9 насажен на вал 10, вращающийся в под-
щипниках 3, имеющих возможность перемещаться по направляющим
11, что предохраняет дробилку от поломок при попадании в нее
недробимых предметов.
Рис 38 Валковая дробилка с гладкими валками
Положение подшипников 3 и расстояние между дробящими вал-
ками фиксируются тягами 4, кольцом 5, прокладками 6, пружинами
12 и гайками 13. Дробильные , , ,, , ,,
валки закрыты кожухом. При-
вод дробилки осуществляется
от электродвигателя через ре-
дуктор.
Валки изготовляются из
чугуна и футеруются по внеш-
ней поверхности бандажами из
марганцовистой или углероди-
стой стали.
Размеры валковых дробилок
определяются двумя величина-
ми — диаметром и длиной вал-
ков. Длина валков всегда в 2—
3 раза меньше их диаметра.
Окружная скорость валков со-
ставляет 4—6 м)сек.
Двухвалковая зуб-
чатая дробилка (рис. 39)
состоит из двух валков 1 (и 2,
насаженных на валы 3, стани-
ны, двух пар зубчатых пере-
дач 5 и 6 и приводного
шкива 4. Вал одного из валков
Ряс 39 Двухвалковая зубчатая
дробилка
69
установлен в скользящих подшипниках. Шкив получает вра-
щение от электродвигателя. Первая пара зубчатых колес пере-
дает вращение от промежуточного вала к валу правого дробящего
валка. Вторая пара зубчатых колес передает вращение валу левого
валка. Зубчатые колеса второй пары имеют одинаковые диаметры
и зубцы специальной удлиненной формы. При попадании в дро-
билку недробимого предмета левый валок отходит для пропускания
этого предмета. В некоторых конструкциях привод двухвалковых
зубчатых дробилок осуществляется без первой пары зубчатых колес.
В этом случае шкив располагается непосредственно на валу правого
дробящего валка. Левому валу вращение передается также посред-
ством зубчатых колес. Дробилки с таким приводом называются
быстроходными и применяются для крупного и среднего дробления
мягких углей. Окружная скорость валков у быстроходных дроби-
лок — до 4,5 м!сек. Разновидностью зубчатых дробилок являются
двухвалковая дробилка с рифлеными валками, используемая для
среднего дробления углей, и одновалковая зубчатая дробилка,
предназначенная для крупного дробления углей.
Расход стали при дроблении на валковых дробилках составляет
от 0,016 до 0,06 кз на 1 т дробленой руды при бандажах из высоко-
углеродистой стали. На дробилках с гладкими валками, работа-
ющих в открытом цикле, достигается степень дробления от 3 до 4,
на дробилках с зубчатыми валками — от 4 до 6. Расход электро-
энергии на дробление колеблется от 0,3 до 0,6 квт-ч на 1 т дробле-
ной руды.
§ 5. Молотковые дробилки и дезинтеграторы
Однороторная молотковая дробилка (рис. 40)
состоит из корпуса, облицованного по внутренней поверхности
сменными плитами 75, и ротора с шарнирно подвешенными молотками.
В нижней части корпуса 2 устроена полукруглая колосниковая
решетка 6. В боковых стенках 10 корпуса расположены подшипники
3 роторного вала 4. Ротор 7 собирается из двух концевых 11 и не-
скольких промежуточных дисков 12. На валу 4 диски посажены
на шпонках. Через отверстия в дисках пропущены стержни S, слу-
жащие осями для подвешенных на них дробящих молотков 9. Стенка
5 верхней части корпуса дробилки 1 откидная, что позволяет произ-
водить осмотр ротора и замену молотков. Для очистки колоснико-
вой решетки и замены колосников в нижней части корпуса 2 имеются
отверстия, закрываемые заслонками 14.
Материал подается в дробилку питателем через приемную воронку
и дробится ударами вращающихся вместе с ротором молотков.
Дробленый продукт разгружается вниз через отверстия колосниковой
решетки.
На рис. 41 изображен схематический разрез однороторной
дробилки с закрепленными молотками. Куски
исходного материала подаются на вращающийся ротор и дробятся
молотками и ударами об отбойные плиты. Высокая скорость враще-
70
ыия ротора (до 55 м/сек) и отбойные плиты позволяют получить на
этих дробилках большую степень дробления.
Молотковые дробилки характеризуются диаметром и длиной
ротора. Степень дробления молотковых дробилок доходит до 40.
Рис. 40. Однороторная молотковая дробилка
Обычно они работают при степени дробления не более 10. Расход
стали зависит от свойств дробимого материала и составляет, напри-
мер, при дроблении мягких известняков около 0,0015 кг/т. Расход
электроэнергии на дробление в
молотковых дробилках при дроб-
лении углей со степенью дробле-
ния от 6 до 12 колеблется от 0,6
до 1,5 кет -ч/т.
Дезинтегратор (рис. 42)
состоит из двух вращающихся
в разные стороны роторов (назы-
ваемых корзинами), каждый из
которых насажен на отдельный
вал. На дисках роторов по концен-
трическим окружностям располо-
жены бичи (пальцы). Роторы
входят один в другой таким об-
Рис. 41. Однороторная дробилка
с закрепленными молотками
разом, что концентрические ок-
ружности с бичами одного ротора размещаются внутри концентриче-
ских окружностей с бичами другого ротора.
Роторы (корзины) устроены следующим образом. На валах 1 и 13
насажены ступицы 2 и 4, к которым крепятся диски 6 и 3, несущие
по два ряда концентрически расположенных бичей (пальцев) 5.
Свободные концы бичей для жесткости связаны кольцами 7. Валы
71
роторов приводятся во вращение в разные стороны самостоятельно
от индивидуальных электродвигателей через шкивы 8 и 9. Окруж-
ная скорость внешнего ряда бичей находится в пределах 22—37 м/сек.
Роторы дезинтегратора заключены в кожух. При ремонтах и осмот-
рах станина 11 вместе с правым валом и ротором выдвигается по-
средством установочного болта 12. Дробимый материал подается
в дезинтегратор через загрузочную воронку 10 в центральную часть
ротора (корзину) и, просыпаясь, попадает в зону движения бичей
и дробится ударом.
Дробленый продукт разгружается вниз, под дезинтегратор.
§ 6. Барабанные мельницы
Барабанная мельница (рис. 43) представляет собой барабан 1,
закрытый торцовыми крышками 2 и 3, в центре которых имеются
полые цапфы 4 и 5. Цапфы опираются на подшипники и барабан
вращается вокруг горизонтальной оси. Барабан заполняется при-
мерно на половину своего объема дробящей средой (дробящими
телами). При вращении барабана дробящие тела благодаря трению
увлекаются его внутренней поверхностью, поднимаются на некото-
рую высоту, откуда свободно (или перекатываясь) падают вниз.
Через одну полую цапфу внутрь барабана непрерывно подается
исходный материал, который проходит вдоль барабана и, подвер-
гаясь воздействию дробящих тел, измельчается ударом, истиранием
и раздавливанием. Измельченный продукт непрерывно разгружается
через другую полую цапфу. Транспортирование материала в бара-
бане осуществляется напором непрерывно подаваемого материала.
Если измельчение мокрое, то материал увлекается сливным потоком
72
воды, а если сухое, то воздушным потоком, возникающим при отса-
сывании воздуха из барабана.
В зависимости от вида дробящей среды различают мельницы
шаровые, стержневые, галечные и самоизмельчения. У шаровых
мельниц дробящая среда представлена стальными или чугунными
шарами (диаметром до 150 мм), у стержневых — стальными стерж-
нями (диаметром до 100 мм), у галечных — окатанной кремневой
галькой, у мельниц самоизмельчения — крупными кусками измель-
чаемой руды.
Мельницы характеризуются внутренним диаметром D барабана
(при снятой футеровке) и его длиной L (рис. 43). Изготовляются
они размерами до D X L ~ 4500 X 6000 мм. Крупность продукта
Рис. 43. Схема устройства и принцип действия барабанной (шаровой) мельницы
измельчения определенной руды в барабанных мельницах данного
типа и размера зависит от производительности мельницы по исход-
ной руде, что отличает работу мельниц от работы дробилок. Умень-
шение производительности по исходной руде приводит к увеличению
выхода мелкого класса, например класса —0,074 мм, и наоборот.
Иными словами, независимо от количества поступающей исходной
руды мельница совершает одну и ту же измельчительную работу.
Производительность барабанных мельниц принято определять по
количеству вновь образованного класса —0,074 мм. Зависимость
производительности от размеров барабана устанавливаемой формулой
Q = kD^L, т/ч,
где к — коэффициент пропорциональности.
На действующих обогатительных фабриках удельная производи-
тельность мельниц составляет от 0,9 до 1,5 m/ч вновь образованного
класса —0,074 мм на 1 лг3 внутреннего объема барабана.
На обогатительных фабриках шаровые мельницы применяются
для тонкого измельчения руд, а стержневые — для измельчения
до 1—2 мм или в первой стадии многостадиальных схем.
В зависимости от скорости вращения барабана различают каскад-
ный и водопадный режим работы мельницы. При малых оборотах
барабана устанавливается каскадный режим (рис. 44, а), при котором
73
дробящая нагрузка делает поворот в сторону вращения и дро-
бящие тела, поднявшись на некоторую высоту, скатываются вниз,
измельчая руду раздавливанием и истиранием. При повышении
скорости вращения дробящая нагрузка поворачивается на больший
угол и дробящие тела, поднимаясь на большую высоту, отрываются
от поверхности барабана и падают вниз по параболическим траекто-
риям (рис. 44, б). Устанавливается водопадный режим.
Рис. 44. Контуры шаровой нагрузки при каскадном и водопадном режимах
работы мельницы
Центробежная сила, действующая на шар, и радиальная состав-
ляющая силы веса шара в точке перехода на параболическую траекто-
рию уравновешены (рис. 44, в), а поэтому можно написать
mv2
= mg cos а,
где т — масса шара, кг;
и — ---окружная скорость барабана мельницы, м/сек;
OV
g - ускорение силы тяжести, ж/се№;
а — угол отрыва шаров, т. е. угол между вертикальной осью
барабана мельницы и радиусом, проведенным в точку
отрыва.
Из этого равенства скорость вращения мельницы может быть
подсчитана по формуле
п — . уeos а ? об/мин.
ЯГ R
Критическим числом оборотов барабана
мельницы называют такое число оборотов,
при котором дробящие тела, прилегающие
к внутренней поверхности барабана, прижи-
маются центробежной силой к этой поверх-
ности и вращаются вместе с барабаном, не
отрываясь.
При критическом числе оборотов шар поднимается в зенит и угол
отрыва а становится равным нулю. Формулу для критического
числа оборотов получим, если в предыдущую формулу подставим
а —0 _
30 Vg 30 42,3
р nV r Vr Vd 1
так как ]/"g = л и /? - где D — диаметр барабана мельницы, м,
4U
Рис. 45. Шаровая мельница с центральной разгрузкой
Практически шаровые мельницы работают при скорости враще-
ния, составляющей 70—85% критической.
Шаровая мельница с центральной раз-
грузкой (рис. 45) состоит из барабана 1 с торцовыми крышками
2 та 3, имеющими пустотелые цапфы, посредством которых барабан
75
опирается на коренные подшипники 4. Барабан и крышки футеруют
внутри стальными плитами 5. Вращение барабану передается от
электродвигателя посредством малой шестерни 7, насаженной на
приводном валу, и зубчатого венца 6 на барабане.
Измельчаемый материал загружается в мельницу питателем 8
через левую полую цапфу, снабженную сменной загрузочной ворон-
кой 9. Измельченный материал разгружается через правую цапфу,
футерованную разгрузочной воронкой 10. Разгрузочная цапфа
устраивается несколько большего диаметра, что облегчает прохожде-
ние пульпы через мельницу.
Конструкция футеровочных плит должна
допускать легкую их установку и смену. Плиты имеют толщину
Рис. 46. Профили футеровочных плит барабана мельницы:
а — внахлестку, б — волнистая; в — с выступом; г — гладкая;
а — ступенчатая
от 50 до 150 мм и изготовляются из чугуна, марганцовистой и хро-
мистой стали или из резины. На рис. 46 показаны профили футеро-
вочных плит барабана мельницы.
Футеровка цапф может быть гладкой или спиралевидной. В за-
грузочной цапфе спираль служит для транспортирования мате-
риала, а в разгрузочной устанавливается обратная спираль, кото-
рая предназначена для облегчения возврата крупного материала
в мельницу и загрузки в нее шаров против потока сливаемой пульпы.
Для подачи руды в мельницы применяются барабанные, улитко-
вые и комбинированные питатели.
Барабанный питатель (рис. 47) представляет собой
цилиндро-коническую камеру 7, открытую с обеих сторон, име-
ющую внутреннюю спиральную перегородку для подачи измельчае-
мого материала в мельницу через загрузочную цапфу. Со стороны
загрузки материала к корпусу крепится болтами крышка £, имеющая
форму усеченного конуса с круглым отверстием в меньшем основа-
нии для приема материала. Между корпусом и крышкой установлена
диафрагма 3 из листовой стали с секторным отверстием для пропуска
материала на спираль корпуса. Питатель крепится болтами к фланцу
сменной воронки в загрузочной цапфе барабана мельницы. Посред-
76
ством барабанных питателей материал в мельницы загружается на
уровне ее оси.
Улитковый питател ь (рис. 48) представляет собой
черпак 1 спиральной формы с круглым отверстием в боковой стенке
Рис. 47. Барабанный питатель
для подачи зачерпываемого материала в мельницу. Питатель кре-
пится болтами к сменной воронке в цапфе барабана. На конце черпака
питателя устанавли-
вается сменный козы-
рек 2 из марганцови-
стой стали или из
легированного чугуна.
Внутренняя поверх-
ность питателя футе-
руется стальными ли-
стами. Улитковые пита-
тели изготовляются
одно-, двух- и трехчер-
паковыми. Эти питатели
позволяют загружать
материал в мельницы,
забирая его с горизонта
ниже оси мельницы, что
дает возможность осу-
ществлять замкнутый
цикл мельницы с клас-
сификатором.
Комбинир о -
в’а нный пита-
тель (рис. 49) представляет собой комбинацию барабанного
питателя с улитковым и применяется для одновременной загрузки
77
в мельницу кускового материала на уровне ее оси и песков клас-
сификатора.
Шаров ая мельница с решеткой (рис. 50) имеет на
разгрузочном конце барабана решетку 1 с отверстиями для удаления
Рис. 49. Комбинированный питатель:
1 — корпус; 2 — черпак; з — козырек черпака; 4 — крышка
из него измельченного материала. Решетка крепится к радиаль-
ным ребрам 2, разделяющим пространство между решеткой и тор-
цовой крышкой на секторные камеры, открытые в цапфу. При вра-
Рис. 50. Схема шаровой мельницы с ре-
шеткой
Стержневые мельницы
щении барабана ребра дей-
ствуют как элеваторное
колесо, поднимая пульпу
до уровня разгрузки. Та-
кое устройство позволяет
поддерживать низкий уро-
вень пульпы в мельнице
и сокращает время нахо-
ждения в ней материала.
Конструкция разгру-
зонного устройства шаро-
вой мельницы показана на
рис. 51.
конструктивно аналогичны
шаровым мельницам с центральной разгрузкой. Торцовые крышки
барабана стержневой мельницы защищаются футеровкой, образу-
ющей плоские торцовые поверхности, ограничивающие продольное
перемещение стержней. Применяются также слегка конические
торцовые стенки для облегчения загрузки в мельницу измельчае-
мого материала. Отношение длины барабана к диаметру для стерж-
невых мельниц больше, чем для шаровых (L (1,5 -ь 2)D).
78
Для стержневых мельниц применяется волнистая или ступен-
чатая футеровка барабана внахлестку. Гладкая футеровка из-за
сильного скольжения стержней быстро изнашивается. Стержневые
мельницы в зависимости от назначения снабжаются улитковыми,
барабанными или комбинированными питателями.
Стержневые мельницы позволяют
получать более равномерный по
крупности измельченный продукт,
т. е. дают меньшее переизмельчение
материала и меньший выход круп-
ных классов по сравнению с шаро-
выми.
Характер измельчения в стерж-
невых мельницах обусловливается
следующими причинами: крупные
куски материала, попадая при за-
грузке между стержнями, раздви-
гают их и, измельчаясь сами в пер-
вую очередь, предохраняют более
мелкие куски от излишнего переиз-
мельчения. Стержни, отодвинутые
один от другого, подобны своего
рода грохоту. Мелкие зерна прова-
ливаются сквозь щели между стерж-
нями, а крупные подвергаются даль-
нейшему измельчению. Мелочь бы-
стрее проходит через мельницу.
Стержневая нагрузка имеет го-
раздо меньшую поверхность, чем
шаровая того же веса. Поэтому
стержневые мельницы менее эффек-
тивны при тонком измельчении ма-
териала, чем шаровые. При работе
в открытом цикле стержневая мель-
ница представляет собой, по суще-
ству, машину для мелкого дробле-
ния и выдает продукт для дальней-
шего измельчения в шаровых мель-
Рис. 51. Разгрузочное устройство
шаровой мельницы с решеткой:
1 — решетка; 2 — центральная футе-
ровка решетки; 3 —лифтеры; 4 —
воронка
ницах.
Бесшаровое измельчение или самоизмель-
чение производится всухую в мельницах «Аэрофол»
и вмокрую в мельницах «Каскад». Сущность процесса самоизмель-
чения заключается в том, что крупные куски руды в мельнице,
измельчаясь сами, измельчают более мелкие куски. Крупные куски
выполняют роль дробящей среды (шаров), а мелкие — измельчае-
мого материала.
По сравнению с измельчением в шаровых и стержневых мельни-
цах самоизмельчение обладает следующими преимуществами:
79
достигается экономия в расходе стали, так как не применяются
шары;
уменьшается переизмельчение руды, так как разрушение кусков
при измельчении идет преимущественно по межзерновым контактам;
в некоторых случаях улучшаются технологические показатели
последующего обогащения.
Удельная производительность мельниц самоизмельчения ниже,
чем шаровых и стержневых мельниц, а расход электроэнергии
остается таким же, как и при работе по обычным схемам дробления
и измельчения. Расход футеровки в мельницах самоизмельчения
выше, чем в обычных шаровых и стержневых мельницах.
Известны следующие принципиально различные схемы само-
измельчения:
1. Без специального выделения крупных кусков (дробящей
среды). Вся руда после крупного дробления направляется в мельницу
самоизмельчения.
2. Из руды после крупного дробления на грохотах выделяются
крупные куски (крупнее 100 мм), а нижний продукт грохота под-
вергается дальнейшему дроблению приблизительно до крупности
—25 мм.
Измельчаемый материал и дробящая среда (крупные куски)
подаются в мельницу самоизмельчения раздельно.
Первая схема упрощает общую схему дробления и измельчения
руды, но так как в мельницу поступает вся руда после крупного
дробления с определенным нерегулируемым соотношением между
дробящей средой (крупной частью) и измельчаемым материалом
(мелкой частью), наблюдается постепенное накопление в мельнице
критических кусков. Критическими являются куски размером от 25
до 75 мм, которые слишком малы, чтобы дробить другие куски
и слишком велики, чтобы раздробиться крупными кусками. Для этого
в мельницу самоизмельчения приходится загружать стальные шары
диаметром 125—150 мм, чтобы избежать накопления критических
кусков. Однако это противоречит идее бесшарового измельчения,
увеличивает расход стали и быстро выводит из строя футеровку
и решетку.
Вторая схема, позволяет регулировать соотношение между рудой
и дробящей средой в мельнице самоизмельчения, исключает накоп-
ления критических кусков, но усложняет общую схему дробления
и измельчения в результате введения грохочения руды после круп-
ного дробления и особого транспортного потока для дробящей среды.
Расход дробящей среды (крупных кусков) в мельницах самоизмель-
чения для наиболее эффективной работы их должен быть в пределах
5—10% общего веса измельчаемой руды, если руда поступает
на измельчение после дробилок II и III стадий, и в пределах 3—5%,
если измельчается более мелкий материал после мельниц I стадии.
В последнем случае применяются мельницы с разгрузкой через
решетку, длина барабана у которых больше его диаметра, а дробя-
щая среда состоит из кусков крупностью от 40 до 125 мм.
80
Рис. 52.
Мельни-
ца «Аэро-
фол» для
сухого
самоиз-
мельче-
ния руды
«А э р О ф О л»
(рис. 52)
Мельница
мельчения руды
барабан 1 большого диаметра
(5,5 — 11 м). На внутренней
поверхности вдоль образу-
ющей барабана, на некотором
расстоянии одна от другой
укрепляются двутавровые
балки или рельсы 2, которые
при вращении барабана
поднимают куски материала
на определенную высоту.
Падая вниз, куски разбива-
ются, ударяясь о полки,
и одновременно дробят уда-
ром находящийся внизу
материал. На торцовых
крышках 3 барабана укреп-
лены кольца 4 треугольного
для сухого с а м о и з-
представляет собой короткий
Рис. 53. Мельница «Каскад» для
мокрого самоизмельчения руды
6 Заказ 1908
81
сечения. Назначение этих колец — направлять куски материала
в середину барабана. Мельница работает в замкнутом цикле
с воздушными классификаторами.
Мельница «Каскад» для мокрого самоиз-
мельчения руды (рис. 53). Короткий барабан 1 с кониче-
скими торцовыми крышками 2 и 3 опирается пустотелыми цапфами 4
и 5 на подшипники. Материал из мельницы разгружается через
решетку 6. Мельницы работают в замкнутом цикле с грохотами,
классификаторами или гидроциклонами.
§ 7. Схемы измельчения
Измельчение в мельницах на обогатительных фабриках осуще-
ствляется в одну или в две стадии главным образом мокрым способом.
Мельницы обычно работают в замкнутом цикле с классификаторами
или гидроциклонами.
a f в
Исходный • Исходный. Исходный.
Рис. 54. Одностадиальные схемы измельчения в замкнутом цикле
с классификацией:
а — исходный материалтзагружается в мельницу; б — исходный материал
загружается в классификатор; в — схема с контрольной классификацией
Одностадиальные схемы измельчения (рис.54)
применяются в основном на обогатительных фабриках небольшой
производительности (до 200 иг/суигки), а также на фабриках боль-
шой производительности, но при относительно крупном конечном
помоле (до 0,2 лыг). При измельчении в одну стадию мельницы на
фабрике устанавливают параллельно. Каждая мельница работает
в замкнутом цикле с классификатором и измельчает материал до
конечной крупности.
Двухстадиальные схемы измельчения
(рис. 55). При двух стадиальном измельчении мельницы устанавли-
вают последовательно — одна мельница в I стадии для крупного
измельчения материала и одна или несколько мельниц во II стадии
для доизмельчения продукта I стадии до необходимой крупности.
82
Исходный
материал
Исходный,
материал
Исходный,
материал
Измельчение!
Измельчение!
Измельчение I
Классификация
Классификация
Кпассификация
Измельчение!!
Классификация
Измельчение!!
'Измельчение!
Классификация
Измельченный
продукт
Измельченный,
продукт
Измельченный,
продукт
Рис. 55. Двухстадиальные схемы измельчения:
а — в первой стадии работает стержневая мельница в открытом цикле; б —
замкнутый цикл в I и II стадиях измельчения; в — I стадия в полузамкну-
том цикле
Рис. 56. Размещение оборудования в измельчительном отделении обогати-
тельной фабрики:
1 — ленточные конвейеры; 2 — бункер дробленой руды; з —• затворы-питатели;
горизонтальные сборные конвейеры; 5— наклонный конвейер; 6 — конвейерные весы;
шаровая мельница; 8 — двухспиральный класрификатор; 9 — мостовой кран
6*
4 —
7 —
Мельницы I стадии могут работать в открытом, а также в частично
пли полностью замкнутом циклах, мельницы II стадии работают
обязательно в замкнутом цикле.
Пример размещения оборудования в и в -
мельчительных отделениях обогатительных фабрик
показан на рис. 56. Руда после дробления поступает в бункер,
откуда питателями, сборными и наклонными конвейерами передается
в мельницу, работающую в замкнутом цикле с классификатором
или гидроциклонами. На наклонном конвейере устанавливаются
.конвейерные весы для контроля производительности мельницы.
Бункер перед мельницами служит для распределения руды между
ними и как буферная емкость для обеспечения равномерной подачи
руды в мельницы. Пески классификатора в мельницу обычно по-
даются самотеком, а при невозможности самотечного транспорта
песков применяют песковые насосы, улитки, винтовые конвейеры
(шнеки) и т. п.
При работе шаровые мельницы заполняются шарами на 40—50%
их объема. Содержание твердого в пульпе мельницы составляет от 50
до 80% в зависимости от крупности и плотности исходного материала.
При измельчении более крупного материала разжижение пульпы
должно быть меньше. Расход стали при измельчении колеблется от
0,5 до 1,5 кг/т. Расход электроэнергии на измельчение колеблется
в зависимости от свойств руды и крупности измельчения от 7 до
21 квт-ч!т.
ГЛАВА VI
ГРАВИТАЦИОННЫЙ МЕТОД ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Отсадка
Отсадкой называется процесс разделения
минеральных зерен по плотности в пульси-
рующем потоке воды.
Простейшая отсадочная машина (рис. 57) представляет собой
прямоугольное в плане корыто, разделенное продольной вертикаль-
Рис. 57. Схемы отсадочных машин:
а — е неподвижным решетом, б — беспоршневая, в — с под-
вижным решетом
ной перегородкой, не доходящей до дна, на два отделения — отса-
дочное с горизонтальным решетом, на котором происходит разделение
зерен, и поршневое, в котором движется поршень, создающий
в отсадочном отделении пульсирующие потоки воды. Рассмотрим
случай, когда решето в отсадочном отделении имеет отверстия более
мелкие, чем наименьший размер зерен в минеральной смеси и вся
масса зерен лежит на решете. Исходный материал непрерывно
подается с водой на решето и движется вдоль него перпендикулярно
плоскости рисунка. В конце отсадочной машины имеется порог,
установленный на несколько сантиметров выше решета. При работе
85
Рис. 58. Разгрузочное устройство для над-
решетного концентрата отсадки
|||||||Ц||||^г/сдя фракций
ПромпроЗукт
Тяжелая фракция
нуту (в зависимости от крупности
машины вследствие задерживающего действия порога на решете
образуется слой материала, называемый постелью. Над этим
слоем и движется поток материала, поступающего в машину. Пор-
шень приводится в движение при помощи эксцентрикового (криво-
шипно-шатунного) механизма. При ходе поршня вниз вода устрем-
ляется через решето вверх и образующийся восходящий поток раз-
рыхляет материал на решете, вследствие чего зерна перемещаются
в соответствии с их размерами и плотностями. Тяжелые зерна отстают
от легких при движении их'с водой вверх. При ходе поршня вверх
над решетом образуется нисходящий поток и зерна движутся к решету
до уплотнения постели. При этом тяжелые зерна успевают продви-
нуться ближе к решету,
опережая легкие частицы.
При повторении пульса-
ций воды материал на
решете расслаивается по
плотностям. Внизу ока-
жутся самые тяжелые
зерна, а сверху — наи-
меньшей плотности. Рас-
слоение идет интенсивно,
так как поршень совер-
шает 100—300 ходов в ми-
и плотности разделяемого
материала). t
В непрерывно действующей машине вдоль решета создается
поток материала и в поперечных сечениях машины по ее длине можно
наблюдать разную степень расслоения смеси. В начале машины
в месте загрузки материал перемешан, а в конце машины он пол-
ностью расслоен. Непрерывно действующую отсадочную машину
можно рассматривать как аппарат для разделения зерен в горизон-
тальном потоке с особыми условиями их перемещения под действием
вертикального пульсирующего потока жидкости.
Слой зерен, лежащих на сите, под действием восходящего потока
воды должен взвешиваться. Вода, проходящая в промежутках между
зернами, не должна выносить отдельные зерна вверх независимо
от их плотности. Поэтому скорость восходящего потока, создавае-
мого в машине, зависит от крупности и плотности разделяемых зерен
и от толщины постели. При разделении мелких классов небольшой
плотности при малой толщине постели требуются колебания малой
амплитуды и высокой частоты. Наоборот, для крупного материала
большой плотности при значительной толщине слоя требуется соз-
дать умеренное число ходов при большой амплитуде. Легкая фрак-
ция потоком воды выносится через порог в конце машины. Тяжелая
фракция при работе на крупном материале разгружается с решета
специальными ловушками, работа которых основана на выдавлива-
нии тяжелого материала через перегородку под действием более
высокого слоя смеси минералов (рис. 58).
86
При отсадке мелкого материала тяжелую фракцию выделяют
в виде подрешетного продукта. На решето машины укладывается
искусственная постель из крупных зерен материала (минерала),
плотность которого близка к плотности тяжелого минерала, но
больше, чем плотность промежуточного продукта и хвостов. Решето
имеет отверстия несколько большие, чем максимальная крупность
обрабатываемого материала. При обогащении угля в качестве искус-
ственной постели используют зерна полевого шпата, для руд —
чугунную дробь или крупнозернистый концентрат, выделенный из
обогащаемой руды.
Рис. а9. Отсадочная машина с подвижными
коническими днищами
Искусственная постель при разрыхлении пропускает зерна тяже-
лого минерала к решету, которые затем проваливаются через решетку
Отсадка широко применяется для обогащения угля, железных
и марганцевых руд, оловянных, вольфрамовых и других руд редких
металлов. Отсадкой обогащаются также баритовые, флюоритовые,
алмазные руды и известняки.
Верхний предел крупности обогащаемой отсадкой руды состав-
ляет 50 мм, угля — 100 мм (иногда 150—200 мм). Нижний предел
для руд 0,1 мм, а для угля 0,5 мм.
Отсадочная* машина с подвижными кони-
ческими днищами. Устройство двухкамерной отсадочной
машины показано на рис. 59. Корпус 7 сварной из листовой стали
имеет форму прямоугольной коробки, разделенной вертикальными
поперечными перегородками на камеры. Каждая камера корпуса
в нижней части переходит в воронку, имеющую форму усеченного
конуса. Нижнее донное отверстие имеет фланец, к которому через
резиновую кольцевую диафрагму 4 герметично крепится подвижный
конус камеры 3. В камере закреплена решетка, на которую уклады-
вают сито 2. Сверху сита устанавливают вторую крупноячеистую
решетку, которая не позволяет ситу вибрировать и удерживает
постель от смещения. В двухкамерных машинах сита устанавливают
87
на одном уровне. Подвижные конусы 3 охватывает качающаяся
прямоугольная рама (коромысло), жестко связанная с валом, уло-
женным в подшипники. К каждому конусу прикреплены пальцы,
которыми конус шарнирно опирается на раму. Один конец рамы
шарнирно соединен с шатуном, получающим движение от эксцен-
трика 6, допускающего плавную регулировку хода от 0 до 32 мм.
Второе коромысло в нижней части конусов предназначено для обеспе-
чения строго вертикального движения конусов, что важно для равно-
мерного распределения пульсаций воды по всей площади рабочих
сит. Вал эксцентрика приводится в движение от электродвигателя
через клиноременную передачу. Шатун качает швеллерную раму
и конусные днища поочередно поднимаются и опускаются, создавая
восходящие и нисходящие потоки воды в отсадочной машине. Число
качаний конусов составляет от 200 до 350 в минуту, для мелкого
материала — до 700. Концентраты разгружаются под решето. Можно
сделать также комбинированную разгрузку: часть концентрата
разгружать под решето, а часть — через ловушку с поверхности сита.
Подрешетный концентрат разгружается из подвижных конусов
через пробковые песковые краны 5. Машины с подвижными конусными
днищами изготовляются двух-, трех- и четырехкамерными. Размеры
одной камеры в плане 1 X 1 м. Применяются они для обогащения
руд крупностью от 16 до 0,15 мм. Производительность на руде
крупностью —3 4- 0 мм 3—6 тп/ч на 1 ж2 площади решета, а на
руде крупностью —0,6 -|- 0 мм до 2,5 m/ч на 1 м2. Расход подрешет-
ной воды 7—10 м3/ч на 1 м2 решета.
Беспоршневые отсадочные машины. Схема
устройства показана на рис. 57, б. Сжатый воздух под давлением
0,15—0,18 ати из воздухосборника, установленного над машиной,
через распределительные золотники поступает в воздушное отделе-
ние и создает в рабочем отделении восходящие и нисходящие потоки
воды.
Беспоршневые отсадочные машины применяются главным обра-
зом для обогащения угля и изготовляются больших размеров.
Площадь рабочего отделения 8, 12 и 18 м\ На рис. 60 показан про-
дольный разрез беспоршневой отсадочной машины площадью 18 ж2.
Специального воздушного отделения в машине нет, а воздушные
камеры размещены под решетом. Такая машина имеет следующие
достоинства по сравнению с машинами, имеющими рабочее и воздуш-
ное отделения: уменьшаются габариты машины и ее вес, достигается
большая равномерность скоростей воды по площади решета, умень-
шается масса колеблющейся воды и силы инерции воды, что позволяет
применять циклы отсадки с большими начальными ускорениями,
сокращается расход подрешетной воды.
Отсадочные машины с подвижным реше-
том (рис. 61). Корпус отсадочной машины, прямоугольный в плане,
разделен на камеры пирамидальной формы. Каждая камера присое-
динена к кожухам наклонных цепных ковшовых элеваторов, пред-
назначенных для удаления попадающего в камеры материала.
88
К коленчатым рычагам 5 и 10 подвешен подвижный короб 9 через
подвески 6. Рычаги 5 и 10 насажены на валы 7, опирающиеся на
подшипники, укрепленные на бортах машины.
Внутри короба на металлические решетки уложены решета 11
из листовой стали. Каждая секция сита перекрывает одну камеру.
Между секциями сит имеются зазоры для разгрузки концентрата.
Зазоры перекрыты шиберами 8, шарнирно прикрепленными к ситам
и регулируемыми штурвалами. Качания коробу сообщаются от
Рис. 60. Продольный разрез беспоршневой отсадочной машины площадью 18 м2:
1 — корпус; 2 — воронка загрузочная; 3 — решетка; 4 — система смазки; 5 — пульсатор
с приводом; в — датчик поплавковый, 7 — разгрузочное устройство
эксцентрикового механизма 1 и 2, шатуны 3 которого шарнирно
связаны с верхним плечом коленчатых рычагов 5. Движение рыча-
гам 10 передается тягой 4. Короб сита имеет наклон 4—5° в сторону
разгрузки. Амплитуда колебаний от 12 до 30 мм. Число ходов
130—175 в минуту. Отсадочные машины с подвижным решетом при-
меняются при обогащении железных и марганцевых руд крупностью
от 2 до 40 мм. Производительность 10 т/мг~ч на материале круп-
ностью —40 15 мм и 8 т/м2 - ч на материале крупностью —15 +
4- 4 мм.
§ 2. Обогащение в тяжелых средах
В среде, плотность которой имеет промежуточное значение между
плотностями ценных минералов и минералов пустой породы, мине-
ральные зерна, плотность которых меньше плотности среды, будут
всплывать, а более плотные будут тонуть. Это явление положено
в основу процесса обогащения в тяжелых средах.
89
Рис. 61, Отсадочная машина с подвижным решетом
Для обогащения можно использовать следующие виды тяжелых
сред: водные растворы неорганических солей, органические жидкости,
водные суспензии, воздушные суспензии (аэрозоли). Первые два
вида тяжелых жидкостей являются дорогими для промышленного
применения и используются главным образом в лабораториях. Так,
фракционный анализ углей проводится в растворах хлористого
цинка разных плотностей. Органические жидкости — тетра-
бромэтан (2,96 г/см3) и этилендибромид (2,17 г[см3) — применяются
для выделения чистых минеральных фракций при изучении веще-
ственного состава полезных
ископаемых. Изучается воз-
можность применения орга-
нических жидкостей для
промышленного обогащения
оловянных, вольфрамовых,
алмазных и других руд.
В промышленности при-
меняются водные суспензии,
часто называемые тяжелыми
суспензиями. Ниже приво-
дятся утяжелители, исполь-
зуемые для приготовления
суспензий.
Рис. 62. Зависимость вязкости суспензии
от ее плотности:
1 — кварц; 2 — магнетит; 3 — ферросилиций;
4 — галенит; з — свинец
Плотность, г/см3
Галенит (PbS)...................... 7,5
Магнетит (Fe3O4) ............... 4,9—5,2 1
Ферросилиций (15—22% Si) .... 6,3—6,7 J
Кварцевый песок .................. 2,65
Способ регенерации
Флотация
Магнитная сепарация
Классификация, сгущение
Крупность утяжелителя в суспензии обычно составляет 0,1 —
0,15 мм. Плотность суспензии Д и содержание р в ней утяжелителя
известной плотности 6 связаны следующим уравнением:
Р =
б (Л-1)
А (6-1)
, доли единицы.
Следует помнить, что р равно отношению веса утяжелителя
к весу твердого и жидкости в данном количестве суспензии. При не-
котором высоком содержании твердого вещества в суспензии ее
вязкость становится настолько большой, что суспензия теряет свой-
ства текучести. Зависимость вязкости суспензии от ее плотности
показана на рис. 62. Наибольшая плотность суспензии, достаточно
подвижной и текучей, пригодной для разделения минеральных сме-
сей, приблизительно равна половине плотности утяжелителя. Чем
мельче измельчен утяжелитель, тем выше вязкость суспензии при
том же содержании твердого. Для повышения устойчивости суспен-
зии в нее иногда добавляют глины, например бентонит. Обогащение
в тяжелых суспензиях можно применять к любым полезным иско-
паемым, которые при сравнительно крупном дроблении (примерно
91
до 25 мм) обеспечивают достаточно полное раскрытие минералов и из
которых разделением выделяется не менее 15—20% продукта с от-
вальным содержанием ценного компонента. Обогащение в тяжелых
суспензиях обеспечивает повышение содержания ценного компо-
нента в материале, поступающем на дальнейшее обогащение. Напри-
мер, выделение пустой породы в количестве 20—35% исходной
руды перед флотацией позволяет заметно снизить общую стоимость
обогащения руды. Разделение в тяжелых
Рис. 63. Конусный сепара-
тор с внешним аэролифтом:
1 — конус; 2 — мешалка, з —•
вал мешалки; 4 — воронка для
подачи суспензии; 5 - трубы
для суспензии; 6 — сливной
желоб; 7 — труба для удале-
ния тяжелой фракции, S —баш-
мак аэролифта, 9 — стояк аэро-
лифта; 10 — головка аэро-
лифта
суспензионно-воздушной
суспензиях успешно заменяет процесс от-
садки при обогащении руд и углей. При
этом можно значительно увеличить круп-
ность обогащаемого материала: до 300 мм
при обогащении угля в суспензиях вме-
сто 100—150 мм при отсадке. Обогащение
в тяжелых суспензиях производится в се-
параторах. Для руд применяются конус-
ные, барабанные и спиральные сепара-
торы, для углей — колесные сепараторы.
Для разделения мелких материалов (мель-
че 10 мм) применяются суспензионные
гидроциклоны.
Конусный сепаратор
(рис. 63). В металлическом конусном
баке медленно вращается мешалка для
поддержания во взвешенном состоянии
суспензии, заполняющей конус. Обога-
щаемый материал подается на поверх-
ность суспензии. В верхней цилиндриче-
ской части конуса имеется сливной порог
для удаления всплывшей легкой фракции.
Осевший продукт (тяжелая фракция) раз-
гружается снизу аэролифтом через вер-
шину конуса.
На рис. 63 изображен сепаратор с
внешним аэролифтом. Сжатый воздух под-
водится к нижнему концу вертикальной
трубы, пузырьки воздуха насыщают су-
спензию в трубе, вследствие чего плотность
смеси снижается и она вместе с осевшей
тяжелой фракцией выжимается столбом более плотной суспензии
в конусе. Суспензия подается в конус через воронку, имеющую
выпускные трубы на разную глубину, что способствует уравнива-
нию плотности суспензии по высоте конуса. Диаметр основания конуса
может быть до 6 м. Периферическая окружная скорость граблей
поддерживается в пределах 0,5—2 м/сек. В конусах можно обогащать
материал крупностью до 80 мм; более крупный материал будет заби-
вать трубу аэролифта. Производительность конусных сепараторов
по исходной руде составляет 10—50 т/ч на 1 м2 площади зеркала
92
суспензии в сепараторе, по углю — 10—40 т[ч на 1 м2 площади.
Конусные сепараторы имеют большую высоту и вмещают большой
объем суспензии, поэтому требуют устройства значительных запас-
ных емкостей на случай выпуска суспензии. Возможны также забивки
аэролифта. Эти недостатки конусных сепараторов ограничивают их
применение.
Барабанный сепаратор с внутренней тран-
спортирующей спиралью (рис. 64). Цилиндрический
барабан 7, установленный под небольшим наклоном, бандажами 2
опирается на ролики 3 и приводится во вращение от электродвига-
теля через редуктор и зубчатую передачу на большое колесо 4 (венец),
Рис. 64. Барабанный сепаратор с внутренней транспортирующей спиралью
надетое на барабан. Нижний торец барабана имеет крышку со слив-
ным отверстием. Внутри барабана приварена ленточная спираль 5,
которая при вращении барабана транспортирует материал, осевший
в барабане, к его верхнему концу. На верхнем торце барабана
укреплено элеваторное колесо с дырчатыми ковшами для подъема
осевшего материала. В барабан подается суспензия, которая обра-
зует в нем некоторый объем со свободной доверхнос1ью. В этом
объеме суспензии и происходит разделение обогащаемого материала.
Последний подается вместе с суспензией в барабан по желобу
через сливное отверстие. Легкая фракция с избытком суспензии
переливается через сливное отверстие, а тяжелая опускается вниз.
Часть суспензии подается через верхний конец барабана и вместе
с суспензией из элеваторного колеса создает поток в направлении
к сливному порогу. Поступающий с другой стороны поток исходного
материала с суспензией движется в противоположном направлении.
Встречные потоки способствуют распределению легкой фракции по
всему зеркалу суспензии в сепараторе и облегчают осаждение кусков
93
Суспензия
Рис. 65. Колесный сепаратор
материала с плотностью, близкой к плотности суспензии. Барабан-
ные сепараторы обеспечивают высокую производительность (напри-
мер, при диаметре 2,1 м до 300 т!ч железной руды). На барабанных
сепараторах можно обогащать материал крупностью до 200 мм.
Спиральный классификатор с погруженной
спиралью утяжеленной конструкции можно использовать
в качестве сепаратора для разделения в тяжелых суспензиях.
Колесный сепаратор (рис. 65) имеет сравнительно
мелкую ванну 1, со дна которой осевшая фракция выгребается
наклонным элеваторным колесом 2. Колесо имеет дырчатый обод,
днище и радиальные лопасти. Тяжелая фракция поднимается лопас-
тями и сбрасывается в желоб, расположенный вблизи оси колеса.
Легкая фракция "перемещается вращающимся шестигранным бара-
баном 3 с качающимися рамками-гребками или с навешанными на нем
отрезками цепей. Приводной механизм элеваторного колеса, состо-
ящий из червячной и клиноременной передачи, смонтирован со сто-
роны днища колеса. Колесные сепараторы применяются главным
образом для обогащения углей. В них можно разделять куски раз-
мерами до 300 мм. Производительность колесных сепараторов по
исходному углю составляет 40—50 т/ч на 1 м2 площади зеркала
суспензии. Обогащение в тяжелых суспензиях применяется для
материалов крупнее 3 мм, в редких случаях оно возможно для мате-
риалов крупнее 0,5 мм. При обогащении материала в суспензиях
достаточна разница в плотностях разделяемых фракций 0,1 г^м*.
Типовая схема обогащения руды в тяжелой суспензии ферро-
силиция показана на рис. 66. Перед разделением в суспензии руда
просевается на грохоте с отмывкой класса мельче 3 мм. Класс
—3 0 мм направляется на обогащение другими методами. Отмы-
тая на грохоте руда крупностью Ц-3 мм разделяется в тяжелой
суспензии на тяжелую и легкую фракции. Каждая фракция в отдель-
ности поступает на грохоты с сетками, имеющими размеры отверстий
около 2 мм, для отделения плотной суспензии, возвращаемой в сепа-
ратор. Затем продукты отмываются от суспензии на грохотах с брыз-
галами. Надрешетные продукты грохотов являются окончательными
продуктами сепарации. Легкая фракция часто направляется в отвал
пустой породы, а тяжелая — на дальнейшее обогащение после
соответствующего измельчения.
Разбавленная суспензия содержит рудные шламы и избыток
воды. Она подвергается регенерации. Если утяжелитель ферро-
силиций, то схема регенерации включает магнитную сепарацию.
Перед операциями сгущения суспензию пропускают через намагни-
чивающую катушку, а перед подачей в сепаратор ее размагничивают
для разрушения флокул ферросилиция. Расход ферросилиция
зависит от свойств руды, характера поверхности кусков (пористая
или гладкая) и составляет 200—500 г на 1 т исходного питания.
Суспензионные циклоны. Разделение мелких мине-
ральных смесей в суспензиях можно интенсифицировать, используя
центробежную силу вместо силы тяжести. Эго осуществляется
95
в суспензионных циклонах. Обогащение в суспензионных цикло-
нах заменяет, например, отсадку мелких классов угля. Для обога-
щения используются и гидроциклоны, применяемые для классифи-
кации, но с углом при вершине конуса 70° (см. рис. 25). Суспензия
Л/й -40-0 мм
Вода __ j
Грохочение
|-Змм
На обогащение
другими методами
+3мм
^3
Обогащение в суспензии б -2,8
е-
вода^
Гоохочение
Суспензия
о
Грохочение
Грохочение
Вода
Легкая
фракция
Вода
Магнитный
продукт
Размагничивание
Разжиженная
суспензия
Намагничивание
Гоохочение
Тяжелая
фракция
Сгущение
Магнитная
сепарация
^/Слиб (оборотная
бода)
Магнитная сепарация
Магнитный
продукт
Уплотнение суспензии
Немагнитный продукт
на обогащение
другими методами
Рис. 66. Типовая схема обогащения руды в тяжелой сус-
пензии ферросилиция
и обогащаемый материал под напором 0,5—2,5 ати по касательной
подается в цилиндрическую часть циклона. Смесь получает враща-
тельное движение. Под действием центробежной силы тяжелые
частицы отбрасываются к стенке, по спирали движутся вниз и раз-
гружаются через нижнюю насадку. Легкие и мелкие частицы кон-
центрируются ближе к оси циклона и выносятся по внутренней спи-
96
рали через сливное отверстие. В циклоне сама суспензия также
расслаивается: у стенок плотность ее больше, чем в центральной
части. Поэтому здесь разделение происходит по несколько большей
плотности, чем средняя плотность суспензии. Например, при средней
плотности суспензии 1,3 г/елг можно разделить уголь по плотности
Рядовой уголь
| + 13(10) мм
Сепарация 6 тяже
лых суспензиях
Грохочение
^-13(10) мм
Дешламация
-ОДмм I ~13+ОД мн
Порода
в отвал
Шламы
Шламы
Отсадка.
6
бее шламы
и фугат
Сепарация б тя
желых суспензиях
Хвосты
Концентрат
Концентрат
Шламы
С гущен
ие
Дробление
Обезвоживание
на грохотах
Шламы
Оборотная
Вода
1
Порода
в отвал
Подготовка
пульпы
Деииламацая
Шламы
Обезвоживание
В центрифугах
Ф л отация
Хвосты Концентрат
Сепарация 6
суспензаонньа
гидроциклонах
Фугат
Сгущение Фильтрование
Концентрат | Промгродукт
Шламы I
Обезвоживание 6 центрифугах
Хвосты Оборотная
S отвал вода
Фугат
Концентрат на сушку Промлродукт на сушку
Рис. 67. Типовая схема обогащения коксующихся углей
1,6 г!см3. Суспензионные циклоны имеют большую производитель-
ность и разделение в них проходит при высокой эффективности.
Показатели обогащения угля получаются близкими к теоретическим,
рассчитанным на основе результатов разделения в тяжелых жидко-
стях. Суспензия обычно приготовляется из ферросилиция. Суспен-
зионные циклоны применяются для разделения мелких классов
рудного и нерудного сырья.
Среди схем обогащения углей наибольшей сложностью отли-
чаются схемы обогащения коксующихся углей. В этом случае
7 Заьаз 1908
97
обработке подвергаются все классы крупности (до самых мелких).
Типовая схема обогащения коксующихся углей показана на рис. 67.
Рядовой уголь на грохотах делится на классы крупнее и мельче 13 мм.
Крупный класс обогащается в тяжелых суспензиях в два приема
(в качестве суспензоида используется магнетит) с выделением кон-
центрата, промпродукта и породы. Бедный промпродукт после
додрабливания разделяется в суспензионных гидроциклонах на
концентрат и товарный промпродукт. Мелкий класс (<( 13 мм) обес-
шламливается на дуговых и вибрационных (часто резонансных)
грохотах и подвергается отсадке, где выделяют концентрат, породу
и промпродукт, присоединяемый к промпродукту тяжелых суспензий.
Все шламы, получаемые при операциях, и фугаты обезвоживающих
центрифуг сгущаются и флотируются с получением концентрата
и отвальных хвостов. Крупные продукты обезвоживаются на грохо-
тах, а мелкие — на центрифугах. Флотационный концентрат филь-
труется на дисковых вакуум-фильтрах.
§ 3. Обогащение угля в песчаной суспензии
Разделение исходного угля на концентрат и породу происходит
в водной суспензии зернистого кварцевого песка, поддерживаемого
во взвеси восходящими потоками воды и механическим перемеши-
ванием.
Рис. 68. Схема обогащения угля в песчаной суспензии
Схема обогащения угля в песчаной суспензии показана на рис. 68.
Сепаратор 1 представляет собой стальной конический чан с ци-
линдрической частью вверху. Внизу имеется труба большого диа-
метра и камера шлюзового затвора с пневматически управляемыми
98
шиберами 5 и 6. Внутри конуса вращается двухъярусная четырех-
лопастная мешалка 3. По наружной поверхности конуса и централь-
ной трубы устроено несколько ярусов кольцевых вводов 4 воды над
напором. Через насадки вода попадает внутрь конуса и создает
в нем восходящие потоки.
В сепаратор насосом 12 непрерывно подается уплотненная песча-
ная суспензия, избыток которой переливается через порог в верхней
цилиндрической части. Исходный уголь подается на поверхность
суспензии. Всплывший уголь уходит с поверхностным потоком,
а осевшая порода разгружается через шлюзовый затвор. Оба про-
дукта поступают на соответствующие грохоты 2 и 7, на которых
отделяется и отмывается суспензия. Обезвоженные концентраты
направляются в бункера 15 и 16, а порода конвейером 8 удаляется
в отвал. Подрешетная суспензия разбавляется водой, сливается
в сгустительную воронку-зумпф 10, откуда сгущенный продукт
вновь возвращается в сепаратор, а слив из сборника 11 насосом 13
подается в коллектор 14 и бак 9 оборотной воды. Задвижками 17—21
регулируются восходящие потоки в сепараторе. Отстойник 22 исполь-
зуется для сброса загрязненной суспензии и при аварийных выпус-
ках. В процессе работы установки суспензия загрязняется угольными
и породными шламами, поэтому необходима ее регенерация. Регене-
рация может проводиться периодически в часы остановок сепаратора
или непрерывно. Для регенерации суспензии часто применяют кон-
центрационные столы. Песок для суспензии должен иметь крупность
0,2—0,75 мм и обычно поставляется из местных карьеров. Плот-
ность разделения в сепараторах может поддерживаться в пределах
1,3—1,8 г/см3. Технологические показатели разделения в песчаных
суспензиях выше, чем в отсадочных машинах. Расход песка от 0,3
до 2 кг/т (в зависимости от крупности угля). Производительность
сепаратора диаметром 5,6 м достигает 400 т/ч по исходному пита-
нию. Удельная производительность по исходному углю 10—16 т/ч
на 1 м2 площади зеркала сепаратора. Расход циркулирующей оборот-
ной воды около 20 м3/ч на 1 м2 площади зеркала.
Обогащение в песчаных суспензиях иногда применяется для
антрацитов и каменных углей крупностью до 150 мм, а также для
мелких углей крупнее 1,5 мм. Во многих случаях этот процесс
оказывается экономичнее разделения углей в магнетитовых суспен-
зиях.
§ 4. Обогащение в потоке воды, текущей по наклонной плоскости
Движение минеральных зерен в потоке воды, текущей по желобу,
зависит от скорости потока. При достаточно большой скорости зерна
взвешиваются в потоке. При малой скорости все зерна оседают на
дне. При промежуточных скоростях наиболее тяжелые зерна оседают
на дне или движутся по дну перекатыванием, а легкие остаются
взвешенными в потоке. При турбулентном режиме движения воды
в желобе, вследствие вихрей, в потоке возникают вертикальные струи,
у lit
99
которые взвешивают одни частицы и вымывают другие из слоя осев-
ших частиц. Продольные скорости потока в вертикальном сечении
непостоянны: нижние слои воды движутся медленнее, чем верхние.
Придонный слой жидкости, смачивающий дно желоба, имеет нуле-
вую скорость. Зерна, находящиеся в верхних слоях потока, испы-
тывают большее динамическое давление воды в направлении движе-
ния потока, чем нижележащие. Зерна в придонном слое получают
опрокидывающие моменты и могут двигаться перекатыванием, если
это допускает их форма.
Характер поверхности дна, его шероховатость и неровности
сказываются на образовании вихрей в потоке, на распределении
продольных скоростей в вертикальном сечении потока и оказывают
сопротивление движению частиц по дну. А это, в свою очередь, ока-
зывает влияние на движение частиц в потоке и их разделение по
плотностям. Эти особенности движения зерен разной плотности в по-
токе воды, текущей по наклонной плоскости, используются в следу-
ющих обогатительных аппаратах: моечных желобах для угля,
шлюзах, струйных сепараторах, винтовых сепараторах, концентра-
ционных столах.
§ 5. Моечные желоба для обогащения угля
В потоке воды, текущем по наклонному желобу, исходная уголь-
ная масса расслаивается по плотностям. Более тяжелые породные
частицы опускаются на дно желоба и движутся в придонном слое,
Рис. 69. Разгрузочная камера моечного желоба для
крупного угля
а уголь перемещается верхними слоями потока. Нижний слой породы
движется медленнее, чем слои, расположенные выше. По устройству,
режиму работы и назначению моечные желоба разделяют на желоба
100
для крупного угля (10—100 мм), для мелкого угля (0,5—10 мм)
и для шламов (<0,5ло4). Моечный желоб состоит из нескольких
участков, устанавливаемых под разными углами. В моечных жело-
бах для крупного угля загрузочный участок длиной 3—4 м имеет
уклон 12—16° и служит для разгона потока и расслоения угольной
массы. Следующий участок желоба длиной 4—5 м имеет уклон
около 2° 30'. На этом участке выделяют тяжелые фракции, движу-
щиеся по дну. В месте выгрузки в дне желоба на всю его ширину
устроена щель 1, под которой подвешена разгрузочная камера,
присоединенная к элеватору (рис. 69). Ширину щели в дне желоба
можно регулировать заслонкой 5, управляемой стержнем с рыча-
гом 6. В камеру подается вода под давлением, создающая восходя-
щий поток над разгрузочной
щелью. Сползающая по на-
клонному козырьку 2 порода
проходит через щель и раз-
гружается качающимся пер-
форированным секторным за-
твором 4. Секторный затвор
поддерживает пространство
в камере под щелью запол-
ненным пустой породой, что
уменьшает потери угля. Сек-
тор приводится в движение
эксцентриковым механиз-
мом 3.
Рис. 70 Схема работы моечных желобов
на крупном угле
В желобах для мелкого угля разгрузочные камеры изготовляются
без секторного затвора и имеют поворотные диафрагмы с отверстиями
разного размера, через которые непрерывно выгружается материал.
Моечные желоба просты по устройству и на крупных классах
легко- и среднеобогатимых углей обеспечивают вполне удовлетвори-
тельные технологические показатели. Моечные желоба в основном
применяются для обогащения антрацитов. На фабриках обогащение
в желобах ведется с перечисткой (перемывкой) породы из первых
камер и с возвратом промежуточных (перемывочных) продуктов.
Схема работы моечных желобов на крупном угле показана на рис. 70.
Ширина моечных желобов для крупного угля 400—800 мм, для
мелкого угля — до 400 мм. Производительность на 1 м ширины
основного (первичного) желоба на крупном угле составляет 120—
200 т/ч и перемывочного желоба 70—100 т/ч, а на мелком угле —
100—120 т/ч. Расход воды 5—6 м^/т.
§ 6. Шлюзы
Шлюзы представляют собой слабонаклонные желоба, по которым
Движется поток воды со взвешенными и катящимися минеральными
зернами и кусками. При этом тяжелые частицы отлагаются на дне
желоба, а легкие катятся по дну. Самые мелкие движутся с водой
101
во взвешенном состоянии и сносятся в конце шлюза. Улавливанию
и удержанию тяжелых частиц помогают шероховатые покровы
и трафареты, укладываемые на дно шлюза. Осевшие частицы на дне
шлюза не остаются неподвижными. Вихревыми потоками осадок
все время промывается, легкие частицы выносятся из осадка в поток,
а их место занимают тяжелые частицы. Постепенно осадок уплотня-
ется. После этого подача материала на шлюзы прекращается и осадок
смывается (споласкивается) в отдельный приемник. Осадок (шлих)
обычно представляет собой грубый концентрат, направляемвш
на дальнейшую доводку.
Для крупнозернистого материала применяют шлюзы с глубоким
наполнением. Ширина шлюзов 700—1800 мм, глубина 750—900 мм,
длина до 150 м, угол наклона 2—3°. На дно укладывают трафареты
Поверхность пульпы
/ 2 3 4 5
И1 Рис. 71. Схема шлюза для крупнозернистого материала:
I — слой взвешенных частиц; II—слой первичной концентрации; III —
слой окончательной концентрации; 1 — мертвое пространство, 2 — вихревые
потоки; з — дно шлюза, 4 — мат; 5 — трафарет, в — крупная легкая части-
ца и ее путь, 7 — мелкая тяжелая частица и ее путь*
из разных материалов и разной формы. Трафареты изготовляют
из дерева, рельсов, булыжника. По форме чаще всего это бруски,
устанавливаемые поперек желоба. Под трафарет подстилают иногда
плетеные циновки — маты или листы рифленой резины (рис. 71).
При сполоске постепенно снимают трафареты, осадок собирают
и смывают.
Для обогащения тонкозернистого материала применяют шлюзы с ма-
лым наполнением (до 10 мм). Дно устилают мягкими покрытиями —
ворсисто-шероховатыми покровами. В качестве мягких покрытий
применяют специальные ворсистые технические ткани и войлок,
а также резиновые листы с ячеистым рифлением. Длина ворсистых
шлюзов 2—6 м.
Шлюзы — простейшие аппараты для обогащения неклассифи-
цированного материала с низким содержанием тяжелых минералов.
Для получения хороших показателей обогащения на шлюзах необ-
ходимо, чтобы разница в плотностях породных и ценных минералов
была значительной; обычно на шлюзах улавливают минералы плот-
ностью более 6 г!см\
Шлюзы широко применяются при обогащении песков россыпных
месторождений золота, платины, касситерита, вольфрамита, а также
при обогащении руд, содержащих те же минералы.
102
Для улавливания зерен тяжелых минералов из материала круп-
ностью —0,4 4- 0,01 мм используются многоярусные автоматические
шлюзы. Такой шлюз состоит из рамы, несущей пять дек (плоско-
стей), расположенных одна под другой (рис. 72). Размеры каждой
деки: ширина 900 или 1800 мм, длина 1800 мм; угол наклона в рабо-
чем положении около 9°. Деки покрыты рифленой резиной.
Исходная пульпа поступает на каждую деку отдельно из общего*
пульподелителя, смонтированного над рамой. Рама с деками может
Рис. 72. Схема автоматического шлюза:
1 — деки шлюва, 2 — пульподелитель, S — насос, 4 —
труба для перелива, 5 — приемник для сполоска
поворачиваться в вертикальной плоскости таким образом, что деки
устанавливаются под углом около 40° в противоположную сторону.
Специальный паузный механизм с гидравлическим исполнительным
органом периодически перекрывает поток пульпы, поступающей
в пульподелитель, направляет его на другие, параллельно работа-
ющие шлюзы, одновременно поворачивает деки и включает смывную
воду в-верхнем конце дек. Начинается сполоск (смыв осадка) шлюза,
продолжающийся 1 мин. Осадок смывается в приемник. После
этого механизм поворачивает деки в прежнее положение, включает
питание и в течение 5 мин происходит намыв. Затем цикл повто-
ряется.
Шлюз с подвижным резиновым покрытием
показан на рис. 73. Рабочим органом шлюза служит резиновая
лента с бортами. Рабочая поверхность ленты имеет прямоугольные
103
ячейки и поперечные пороги для осаждения тяжелых минералов.
Привод ленты осуществляется от электродвигателя через редуктор.
Лепта движется периодически при сполоске, а осадок намывается
при неподвижной ленте. Направление движения ленты — обратное
движению пульпы. Концентрат смывается с ленты водой через
ороситель во время огибания лентой приводного барабана. Перио-
дичность включения ленты на сполоск (съем) концентрата устанавли-
вается в зависимости от конкретных условий. Ширина ленты 810 мм,
угол наклона шлюза 6° 30', удельная нагрузка на 1 м ширины
.ленты 6—12 ж3/ч при Ж : Т = 13 -г- 30. Скорость движения ленты при
Рис. 73. Шлюз с подвижным резиновым покрытием
сполоске 0,8 м!мин. Эти шлюзы рекомендуются для установки на
драгах, разрабатывающих золотые и платиновые россыпи. Сполоск
шлюзов полностью механизирован. В результате частых съемов
концентрата на шлюзах удается несколько повысить извлечение
металлов.
§ 7. Струйные желоба и конусные сепараторы
Струйные желоба (рис. 74) представляют собой разно-
видность шлюзов. В них разделение минеральных зерен по плот-
ностям происходит в потоке пульпы, текущей по наклонному сужи-
вающемуся по направлению потока желобу. Пульпа, содержащая
40—65% твердого по весу, подается с малой начальной скоростью
на широкий верхний конец желоба. В потоке пульпы тяжелые
минеральные зерна концентрируются в нижнем придонном слое,
имеющем малую скорость движения, а легкие выносятся в верхние
104
слои, текущие с высокой скоростью. В конце желоба, вследствие
сужения боковых стенок, высота потока увеличивается и падающая
струя пульпы образует веер, который перегородками-отсекателями
разделяется на слои с разным содержанием тяжелых минералов.
Ширина желоба в загрузочном конце до 220 мм, в разгрузочном
10—25 мм, длина 600—1200 мм, угол наклона к горизонту 12—20°.
В промышленности желоба собираются в агрегаты с параллельным
или радиальным расположением их. В этом случае они называются
струйными сепараторами.
Схема конусного струйного сепаратора изо-
бражена на рис. 75.
ХВость/
Промпродукт
Конусный струйный сепаратор не имеет отдельных желобов,
пульпа равномерно подается на край конической чаши, в нижнем
конце которой у вершины конуса имеются перегородки, разделяющие
поток на отдельные радиальные струи. Над чашей по оси конуса
установлен пульподелитель, вращающийся реактивным действием
струи. Вращающиеся насадки пульподелителя равномерно и непре-
рывно распределяют пульпу по краю чаши. Под круглым отверстием
по центру чаши устанавливаются две концентрические трубы, верх-
ние края которых служат делительными перегородками-отсекателями.
Внутренняя труба может телескопически перемещаться относительно
наружной и тем самым обеспечивать регулирование отсекания части
потока, стекающего по кольцу с конической чаши. Под отсекающими
трубами установлены приемные коробки для концентрата, пром-
пРОДУКта и хвостов. Наружный диаметр конической чаши 2—3 м.
Струйные желоба применяются главным образом для обогаще-
ния песков россыпных месторождений, содержащих тяжелые мине-
ралы редких металлов, золото, серебро и платину. На них обога-
щают материал крупностью от 2,5 до 0,04 мм. Струйные желоба
успешно заменяют концентрационные столы в первой стадии обога-
щения там, где выделяется небольшой объем чернового концентрата
при больших выходах хвостов.
105
-jj
Главные достоинства струйных желобов и сепараторов: простота
конструкции, легкая регулировка, малый расход воды и высокая
производительность. Для струйных желобов расход воды составляет
1—1,2 м3 на 1 иг исходных песков, что в два раза меньше, чем для
концентрационных столов и винтовых сепараторов. Производитель-
ность струйных желобов на 1 м2 занимаемой площади 1,5—8 т!ч
Рис. 75. Конусный струйный сепаратор
1 — пульпораспределитель, 2 — подшипниковый узел, з—
распределительное конусное кольцо, 4 — рабочий конус, 5 —
отсекатели, 6 — направляющий цилиндр, J— коллекторы;
8, 9 и ю — трубы, соответственно для хвостов, промпродукта
и концентрата, 11 — редуктор, 12 — штурвал, 13 — рама,
14 — винт
(в зависимости от крупности исходного материала). На мелком
материале производительность снижается.
В схемы обогащения операцию концентрации на струйных жело-
бах обычно включают без предварительной классификации.
§ 8. Винтовые сепараторы
Винтовой (спиральный) сепаратор представ-
ляет собой желоб постоянного сечения, изогнутый по спирали
вокруг вертикальной оси (рис. 76). Пульпа загружается сверху
106
и самотеком стекает вниз. В винтовых сепараторах разделение
минеральных зерен по плотностям происходит при движении потока
пульпы по спирали под действием сил тяжести, центробежных сил,
гидродинамических сил потока и сил трения. Центробежные силы,
возникающие при вращательном движении пульпы по спирали,
смещают поток в поперечном
Легкие минеральные зер-
на вместе с потоком сме-
щаются к внешней стенке,
а тяжелые продвигаются
полосой с меньшей ско-
ростью по дну желоба
(рис. 77). По внутреннему
краю желоба подается до-
полнительная смывная
вода. Для этой цели вну-
три спирали предусмо-
трена вертикальная водо-
проводная труба с не-
сколькими кранами по
высоте. В дне желоба по
всей его длине под поло-
сой тяжелых зерен устрое-
ны отверстия, через кото-
рые из потока удаляется
тяжелая фракция. С верх-
них витков спирали через
эти отверстия удаляется
концентрат, с нижних —•
промпродукт, хвосты (лег-
кая фракция) стекают с
нижнего конца желоба.
сечении к наружной стенке желоба.
Рис. 76. Винтовой сепаратор-
1 — загрузочная воронка, з — трубопровод для
смывной воды, 3 — винтовой желоб, 4 — фланец
витка, 5—шланг отсекателя, 6 — разгрузочный
лоток, 7 — каркас, 8 — отсекатель, э — кран для
смывной воды
Винтовой желоб имеет
4—6 витков. Наружный
диаметр желоба 750—
1200 мм. Шаг витков
500—700 мм. Винтовой
желоб обычно отливается
из чугуна секциями, скрепляемыми болтами. Есть конструкции,
в которых желоб изготовляется из жесткой резины. Винтовой
желоб устанавливается в металлическом каркасе.
Главные достоинства винтовых сепараторов — простота кон-
струкции, отсутствие движущихся деталей и привода, малая занима-
емая площадь. Винтовые сепараторы работают на пульпах с содер-
жанием твердого 30—40%. Применяют их для обогащения россы-
пей, содержащих касситерит, вольфрамит, ильменит и др. Верхний
предел крупности зерен легкого минерала 15—20 мм, тяжелого
0,1—4 мм.
107
При обогащении руд редких металлов винтовые сепараторы
можно устанавливать вместо концентрационных столов в основных
операциях при крупности материала мельче 2 мм. Винтовые сепа-
раторы используют при обогащении железных руд для извлечения
зернистых немагнитных железных минералов. На винтовых сепара-
торах, как правило, получают грубые концентраты, требующие
дальнейшей доводки. Производительность сепараторов зависит от
крупности материала. На грубых песках сепаратор диаметром
Рис. 77. Распределение продуктов обогащения па
желобе винтового сепаратора
1200 мм имеет производительность до 15 т/ч. На рудах мельче 6 мм
производительность сепаратора диаметром 750 мм составляет 0,5—
2 т/ч.
§ 9. Концентрационные столы
Сотрясательный концентрационный стол
состоит из опорной неподвижной рамы, плоской деки прямоугольной
или ромбоидальной формы и приводного механизма, сообщающего
деке возвратно-поступательное движение в горизонтальной плос-
кости вдоль длинной оси деки (рис. 78). На раме дека стола уста-
навливается на шарнирных опорах. Кроме того, деке придается
регулируемый поперечный наклон от 3 до 8°. Дека имеет прочный
каркас и покрыта обычно линолеумом, поверх которого закреп-
ляются планки — нарифления.
Стойы промышленного размера имеют деку длиной 4,5 м и шири-
ной 1,8 м. Нарифления высотой 6—12 мм располагаются парал-
лельно оси движения деки и образуют узкие желобки на деке. У за-
грузочной (верхней) стороны стола планки имеют наименьшую
высоту. Высота планок увеличивается по мере приближения их
к нижней стороне стола. Высота каждой планки уменьшается по
108
длине ее в направлении к разгрузочной стороне стола. Длина нариф-
лений увеличивается в сторону наклона стола и самые длинные
нарифления расположены по борту. Вдоль длинной верхней стороны
деки укреплены загрузочная коробка и распределительный желоб
для воды. Во время работы благодаря сотрясениям стола вода равно-
мерным ч потоком течет поперек всей деки. Приводной механизм
сообщает деке ассимметричное движение, при котором она в конце
Рис. 78. Концентрационный стол:
1 — опоры деки, 2 — рама; 3 — дека, 4 —
желоб для воды, 5 — натяжное устройство;
6 — желоб для пульпы; 7 — приводной меха-
низм, 8 — электродвигатель, 9—тяга крено-
вого механизма; 10 — винт хренового механизма;
27 — маховичок хренового механизма
переднего хода имеет наибольшее ускорение и быстро останавли-
вается. Частица, лежащая на деке, приобретает такое же ускорение
и при внезапной остановке стола и при перемене направления дви-
жения продвигается вперед под действием силы инерции до тех пор,
пока под влиянием сил трения не остановится и не станет двигаться
опять вместе с декой. В результате частица продвигается вдоль стола
рывками при каждом обороте приводного механизма.
Применяются разные конструкции приводных механизмов столов.
На рис. 79 показана схема кулачкового приводного механизма,
принятого для промышленных столов, выпускаемых отечественными
заводами. На эксцентрике вала 1 вращается ролик 2, который отжи-
мает вниз коленчатый рычаг — коромысло 3. При отходе вниз плеча
рычага 3 другое его плечо, связанное с декой стола тягой 4, отходит
вправо (по рисунку), оттягивая деку назад. Дека сжимает пружину,
109
установленную в опорной раме стола. При повороте эксцентрика
Вверх пружина двигает стол в обратном направлении. Таким обра-
зом, рычаг всегда прижат к ролику. Длина хода 12—20 мм. Она
может регулироваться винтом 5, который передвигает шарнир
тяги 4 по вертикальному плечу рычага 3. Скорость вращения эксцен-
трикового вала 230—350 об/мин. Весь механизм помещается в масля-
ной ванне 6.
Исходный материал подается в загрузочную коробку в виде
пульпы с содержанием твердого около 25% и через щель у днища
коробки вытекает на плоскость деки. Вода подводится в водяной
Рис. 79. Приводной механизм стола
желоб и поворотными планками ромбической формы распределяется
по всей длине деки. Минеральные частицы, поступившие на стол,
подвергаются воздействию сил, сообщаемых приводом, и смывному
действию воды, текущей тонким слоем по уклону поперек деки.
Уменьшение скорости потока при выходе пульпы на стол приводит
к осаждению частиц. Под влиянием сотрясений стола в желобках,
образованных нарифлениями, происходит расслоение материала.
Мелкие тяжелые частицы оказываются внизу, поверх них ложатся
крупные тяжелые и мелкие легкие частицы и на самом верху крупные
легкие.
При возвратно-поступательном движении деки стола частицы
короткими рывками перемещаются вдоль оси стола, т. е. вдоль желоб-
ков между нарифлениями и одновременно увлекаются потоком воды
поперек стола.
Смывное действие оказывается более сильным в верхних слоях
потока, поскольку скорость движения воды здесь больше, чем в слоях,
прилегающих к плоскости деки. Совместное действие этих сил
заставляет частицы двигаться по столу под некоторым углом к оси
качаний деки.
ио
Рис. 80. Веер продуктов на деке концен-
трационного стола
располагают их на большем расстоянии
Крупные легкие частицы, находящиеся сверху, легче смываются
поперечным потоком воды вследствие их большего размера и боль-
шей скорости движения верхних слоев воды. Кроме того, они менее
защищены нарифлениями, чем мелкие тяжелые частицы, находя-
щиеся внизу.
По мере движения материала вдоль стола высота нарифлений
становится все меньше и легкие частицы последовательно смываются
вниз. В результате материал на столе образует веер из частиц разной
плотности и размера (рис. 80). Напротив загрузочной коробки водой
смываются шламовые частицы, не успевающие выпасть из потока.
Далее образуется полоса
легких крупных частиц,
затем частиц промежу-
точной плотности (сро-
стков) и, наконец, полоса
тяжелых зерен. Отдельные
полосы веера собираются
в разные приемники.
Форма нарифлений и их
высота подбираются в за-
висимости от крупности
обрабатываемого на столе
материала. На шламовых
столах, предназначенных
для переработки материа-
ла крупностью мельче
0,3—0,2 мм, нарифления
делают меньшей высоты и
одно от другого. Через несколько низких нарифлений набивается
более высокое. В этом случае на поверхности стола образуются
как бы отстойные прудки.
Обогащение на столах происходит в тонком слое воды, поэтому
производительность столов зависит от рабочей площади деки. Про-
изводительность стола промышленного размера при обогащении руд
редких металлов составляет по твердому 0,7—1 m/ч, при обогаще-
нии шламов (мельче 0,2 мм) — 0,3—0,6 т/ч. Пульпа подается на стол
с содержанием твердого 15—30%.
Для улучшения показателей разделения на столы рекомендуется
подавать материал, классифицированный на камерных гидравли-
ческих классификаторах.
Расход добавочной воды составляет от 1,5 до 4 м3/ч. На приводе
стола устанавливается электродвигатель мощностью 0,8 кет.
Работа стола регулируется подбором скорости вращения привода
стола и длины хода деки, а также изменением наклона деки, расхода
смывной воды и количества подаваемого на стол материала.
Для увеличения рабочей поверхности стола и, следовательно,
производительности его разработаны конструкции многодечных
и многоярусных столов. Существуют конструкции столов, в которых
111
одна над другой расположены до 6 дек, приводимых в движение
от одного механизма и работающих параллельно, т. е. с загрузкой
исходного материала на каждую деку. Процесс разделения регу-
лируется по верхней деке, так как все нижние деки закрыты. Такие
столы применяются для обогащения мелкого угля.
Для обогащения руд разработаны многодечные (этажерочные)
трехъярусные столы (рис. 81). Стол имеет центральный вибрационный
привод 1. Деки 2 размерами каждая около 2 X 0,9 м размещены
по обе стороны привода группами, по две с каждой стороны. Группа
состоит из трех дек, расположенных одна над другой. Деки рабо-
тают параллельно. Питание на деки подается через два пульпо-
делителя 3. Сбор продуктов в желоба 4 производится по наружным
продольным сторонам стола.
Производительность такого стола приблизительно равна утроен-
ной производительности стола промышленного размера, так как
каждые четыре малые деки по площади равны одной большой.
112
Концентрационные столы применяются для материала круп-
ностью меньше 3—4 льч, главным образом для обогащения мелко-
вкрапленных руд олова, вольфрама и других редких металлов.
Типовая схема обогащения оловянных руд
изображена на рис. 82.
Оловянные руды коренных месторождений представлены главным
образом кварцевыми породами, в которые вкраплен касситерит
Руда
I
Дробление до 6мм
Отсадка
Г-золочение
\-6*2мм \~2*0мм
Отсадка ___________________
I Ъ/иэмельчение до 2 мм'
Концентрат грохочение
ХзиОым \>2мм „
_______Гидравлическая классификация____________
^'0,5*0,2мм ^0,2Ч>07Чмм
Концентрация Концентрация
, 1 Промпродикты 1 Аромпродцкты 1
Концентрат у ♦
^-1*05мм
Отсадка
Концентрация
{ l/7/www С- , - .
Концентрат дукт J Концентрату оукт
Хвосты
? Измельчение
до 0,5мм
Хвосты
I
Концентрату
х трат
Хвосты
Хвосты
в;
а
-0015*0мм у
«
;—
fel
Измерь чение до 0,15 мм
_______________Гидравлич’еская классификация _______________
р05мм__________^~0,5Н/Змм ^~03*0,15мм \-015ННтмм - и.015 *0мм
Отсадка Отсадка Концентрация Концентрация
--------Хвосты I__—| I 1 " fl —I 1 , ।
гм___________ ___ _ . Пппмппплнхтк1 Пппмппп^гс-т, ,
I---Хвосты Г“ 1 "l I-1 " ‘I —I - 1| ।
Концентрация Концентрация | I промпровукты | Промпродукты j
* 'far и №к™к^н *вкп
'.ентрат yty™ центрам вукты трат ,, трат
* t—Н--
Концентрат I вунт
Хвосты
Ё
Шламы в обогащение на шлюзах
Рис. 82. Типовая схема обогащения оловянных руд
(SnO2), а также содержат сульфидные минералы — пирит, халько-
пирит и др. Вкрапленность касситерита обычно неравномерная
(от 2—6 ллг. до 0,1 мм и мельче). Содержание олова в рудах низкое —
0,2—1%. Касситерит имеет плотность 6,8—7,1 г)см?, он хрупок и при
измельчении шламуется. Основным процессом обогащения оловян-
ных руд является гравитация. Учитывая хрупкость и шламуемость
касситерита, его выделяют по возможности сразу же после высво-
бождения зерен из пустой породы. Характерными особенностями
типовой схемы обогащения оловянных руд являются:
многостадийность: схема включает несколько последовательных
приемов измельчения, после каждого из которых вводятся обогати-
тельные операции для выделения свободных зерен касситерита
и других тяжелых минералов (сульфидов);
8 Заьаз 1908
ИЗ
в том случае, когда в руде имеются крупные зерна кассите-
рита, операции обогащения включаются также в схему дробления;
измельчение осуществляется в аппаратах, не переизмельчающих
РУДУ- Для мелкого дробления рекомендуется применять валки
в замкнутом цикле с грохотами, для измельчения — стержневые
мельницы в замкнутом цикле с грохотами или камерными гидравли-
ческими классификаторами, работающими с подачей промывной
воды;
операции обогащения ведутся на классифицированном и обес-
шламленном материале;
крупные классы обогащаются на отсадочных машинах, а мел-
кие — на концентрационных столах;
сливы классификаторов мельче 0,074 мм собираются и обога-
щаются на шлюзах после сгущения. Шламы мельче 13—20 мк без
обогащения сбрасываются в хвосты.
На схеме рис. 82 изображены только операции получения черно-
вых оловянных концентратов. Эти концентраты подвергаются даль-
нейшему обогащению, которое производится обычно на специальных
доводочных фабриках по сложным схемам. На центральные дово-
дочные фабрики доставляются черновые концентраты многих фабрик,
работающих на месторождениях.
§ 10. Пневматическое обогащение
Воздушная среда, в которой происходит пневматическое обога-
щение по сравнению с водой обладает значительно меньшей плот-
ностью и вязкостью. Вследствие этого конечные скорости падения
минеральных зерен в воздухе достигаются за большие отрезки вре-
мени от начала движения и разделение зерен по плотности в данном
случае менее четкое, чем при гидравлическом обогащении. Пневма-
тическое обогащение применяется главным образом к мелким и сухим
материалам.
Пневматический сепаратор по принципу дейст-
вия напоминает концентрационный стол и обычно применяется для
обогащения углей. Разделение угольной массы происходит на прямо-
угольной деке, опирающейся на шарнирные или пружинные (ноже-
вые) наклонные опоры и получающей качания от эксцентрикового
механизма (рис. 83).
Дека устанавливается с подъемом по ходу материала (по длин-
ной оси) под углом 4—11° и имеет наклон 2—12° в поперечном напра-
влении. Рабочая поверхность деки состоит из решет, выполненных
из перфорированной стали. Эти решета называются рашпильными
ситами, так как имеют отверстия с заусеницами, образовавшимися
при пробивке отверстий. Поверх рашпильных сит на деке устанавли-
ваются нарифления, расположенные под углом 9° к продольной оси
деки. Нарифления имеют наибольшую высоту в нижнем углу загру-
зочного торца деки. Высота нарифлений постепенно уменьшается
и в конце деки они имеют наименьшую высоту. Эксцентриковый
114
привод сообщает деке прямолинейные качания, направленные под
прямым углом к наклонным опорам.
Уголь равномерно загружается на деку питателем и образует
на ней слой, называемый постелью. Под действием качаний с перемен-
ными ускорениями в течение хода уголь перемещается по деке с под-
брасыванием, подобно тому как это происходит на плоских кача-
ющихся грохотах. Под деку от вентилятора подается воздух. Воздух
проходит через отверстия рашпильных сит и разрыхляет постель
над декой. Часто воздух подается пульсирующим потоком; для этого
на нагнетательном трубопроводе вентилятора устанавливается вра-
щающийся двухлопастной клапан.
Рис. 83, Схема пневматического сепаратора:
а — кинематическая схема; б — схема разгрузки продуктоз^обо-
гащения с деки; 1 — дека е нарифлениями; 2— опоры деки;
3 — кривошипно-шатунный механизм; 4 — короба для распре-
деления воздуха по деке
Совместное действие механического встряхивания и пульсиру-
ющего потока воздуха приводит к расслоению постели угольной
массы на деке. Внизу у рашпильных сит образуется слой наиболее
тяжелой пустой породы, далее следует слой зерен промежуточной
плотности и, наконец, сверху слой угля. Высота нарифлений уста-
навливается с таким расчетом, чтобы в начале деки между нарифле-
ниями полностью задерживались породные и промпродуктовые
зерна, при этом слой угля остается свободным. При работе стола
угольный слой, находящийся выше нарифлений, перемещается по
деке в поперечном направлении под углом к оси сепаратора и раз-
гружается вдоль борта у передней части деки.
Нижние тяжелые слои перемещаются по каналам, образованным
нарифлениями. А так как высота нарифлений постепенно умень-
шается, то слой промежуточных зерен, продвигаясь вперед, постепенно
оказывается выше нарифлений и также начинает передвигаться
в поперечном направлении, разгружаясь вдоль борта деки за слоем
угля, ближе к торцовой ее части. Пустая порода до конца деки
8
115
движется в каналах между нарифлениями и разгружается в торцовой
части деки. Как правило, с деки выделяют еще циркулирующий
продукт, состоящий из зерен разной плотности. Это позволяет сни-
зить засорение угольного концентрата высокозольными тяжелыми
зернами и уменьшить потери угля с другими продуктами.
Для уравновешивания сил инерции, возникающих при движении
тяжелых дек с переменными ускорениями, в одном агрегате уста-
навливают по две деки или предусматривают специальные грузы,
вращающиеся на валу эксцентрика.
Сепараторы обычно работают на замкнутом воздушном режиме.
Над декой сепаратора устраивается зонт, присоединенный через
циклон к всасывающей трубе вентилятора, подающего воздух под
деку. В циклоне воздух очищается от основной массы пыли. От зонта
особым вентилятором отсасывается еще некоторая часть воздуха
(около 30% общего расхода), выбрасываемая в атмосферу после
очистки в отдельном циклоне или другом пылеочистителе. Таким
образом запыленный воздух, циркулирующий в системе, непрерывно
разбавляется воздухом, подсасываемым, из помещения.
Рабочая площадь дек сдвоенного сепаратора достигает 17 м2.
Однодековые сепараторы имеют площадь деки до 12 л«2. Число кача-
ний деки можно изменять от 200 до 450 в минуту при эксцентриси-
тете 6—16 мм. Число пульсаций воздуха 20—200 в минуту. Расход
воздуха 7000—14 000 м3/ч на 1 м2 рабочей площади деки при избы-
точном давлении 300—400 мм вод. ст.
Пневматические сепараторы применяются для обогащения энер-
гетических и коксующихся углей легкой и средней обогатимости
крупностью до 75 мм, чаще для класса 13—50 или 13—75 мм, при
влажности не более 8—10%. Производительность пневматического
сепаратора на угле мельче 75 мм составляет 7—9 т/ч на 1 м2 рабо-
чей площади деки.
В пневматической отсадочной машине раз-
деление угольной массы по плотностям происходит на наклонном
решете под воздействием пульсирующих потоков воздуха. Общий
вид пневматической отсадочной машины изображен на рис. 84.
В герметичном корпусе машины 1, выполненном из стальных листов,
установлено под углом 10—11° к горизонту неподвижное решето 11.
Пространство в корпусе машины ниже решета представляет собой
воздушную распределительную камеру, к которой подводится воздух
от вентилятора по трубе с дроссельными заслонками 16. Продоль-
ной перегородкой камера разделена пополам и вращающимся двух-
лопастным клапаном-пульсатором 15 воздух попеременно пропус-
кается то в одну, то в другую половину камеры. Таким образом
в каждой половине создается пульсирующий поток воздуха, проходя-
щий через решето. Для равномерного распределения воздуха под
рабочим решетом с отверстиями 1,5 мм установлено другое решето
12 с отверстиями 6 X 12 мм. Пространство между ситами разделено
перегородками на прямоугольные отсеки, которые заполнены фарфо-
ровыми шариками 13 диаметром 14 мм. В нижней части каждый
116
отсек перекрывается задвижками 14, служащими для регулирования
распределения воздуха по поверхности деки. Над рабочим решетом
на шарнирных подвесках качаются две стальные решетки 17 с квад-
ратными отверстиями, регулируемые штурвалом 18. Они приводятся
в движение кривошипно-рычажным механизмом и служат для
разравнивания угольной массы по всей длине и для продвижения
ее вперед вдоль решета. По длине рабочее сито состоит из трех
Рис. 84. Пневматическая отсадная машина
секций со щелями между ними. Под каждой щелью устроены кар-
маны 2, 5 и 9 кия. разгрузки нижнего слоя материала, движущегося
по решету (рис. 85). Карманы заканчиваются секторными затво-
рами-питателями 3, 6 и 10 (см. рис. 84) и винтовыми конвейерами 4
и 7, которые выносят материал из кармана за пределы машины.
Исходный уголь секторным питателем 19 подается на решето
машины. К питателю по трубе 8 подводится воздух. Под воздействием
пульсирующего воздушного потока угольная постель на деке раз-
рыхляется и по уклону движется вниз. Разравнивающая плита
способствует этому движению. В процессе движения угольная по-
стель расслаивается по плотностям: легкие угольные зерна выно-
сятся в верхние слои, а тяжелые породные минералы образуют
нижний слой. Порог перед второй секцией сита задерживает пустую
породу и она разгружается вниз в первый карман 2. На второй
117
секции сита накапливаются зерна, имеющие промежуточную плот-
ность между углем и породой, которые разгружаются во второй
карман 5. Остальная часть тяжелых зерен удаляется в конце третьей
секции сита. Этот материал возвращается в загрузку машины как
циркулирующая нагрузка. Угольные зерна в верхнем слое постели
снимаются отсекателем 8 и направляются в желоб для концентрата.
Таким образом на машине можно получить четыре продукта.
Рис. 85. Разгрузочный
карман пневматической
отсадочной машины:
1 — плита-раэравниватепъ;
2 и 3 — соответственно сек-
ции деки 1 и деки й; 4 —
фарфоровые шарики; 5 —
заслонка-регулятор; в —
карман для улавливания
породы; 7 — затвор; 8 —
винтовой конвейер
Воздушная схема пневматической отсадочной машины может
быть или открытой, или замкнутой. При открытой схеме воздух
засасывается вентилятором из помещения и пульсаторами распреде-
ляется по машине. Отработанный воздух, содержащий пыль, отса-
сывается из машины отдельным вентилятором через циклон. Пыль
оседает в циклоне, а очищенный воздух выбрасывается в атмосферу.
Рабочая площадь деки машины достигает 3,2 .и2, расход воздуха
18000 м3/ч. Число пульсаций 200—420 в минуту. Крупность обога-
щаемого угля 13—0 мм, производительность до 80 m/ч. Средняя
удельная производительность зависит от крупности угля и состав-
ляет 7—13,5 т/ч на 1 лг2. Влажность угля не должна превышать 8% .
ГЛАВА VII
ПРОМЫВКА
В процессе промывки происходит дезин-
теграция глинистого материала руды и пе-
ревод его во взвешенное состояние подвоз-
действием воды и механических усилий
и отделение глинистой суспензии (шламов)
от кусковатого и зернистого материала.
Промывке подвергаются выветрелые и разрушенные железные,
марганцевые и другие руды, в которых нерудная часть частично
или полностью перешла в глинистое состояние.
В отношении промывистости руды сильно различаются между
собой. Промывистость зависит от характера и физического состояния
глинистой массы и ее количества в руде. Промывистость руд можно
сравнивать по продолжительности промывки в одинаковых условиях.
Тип аппарата, применяемого для промывки, зависит от свойств
глины и ее содержания в руде.
Для промывки легкопромывистых руд крупностью до 150—200 мм
применяют плоские вибрационные грохоты с пода-
чей на них воды высокого давления через брызгала.
Для промывки средне- и легкопромывистых руд крупностью
до 200 мм применяют барабанные грохоты утяжеленной
конструкции, которые называются бутарами. Для усиления
дезинтеграции руды внутрь барабана подводится вода высокого
давления и навешиваются цепи, а на внутренней поверхности уста-
навливаются полки, пороги и т. п. Бутары часто применяются на
драгах для промывки песков россыпных месторождений.
Скруббер (промывочная бочка) представляет собой цилин-
дрический барабан с горизонтальной осью, вращающейся на опорных
роликах (рис. 86). Руда, подлежащая промывке, загружается внутрь
барабана через центральное отверстие в торцовой крышке. Через
отверстие в противоположной крышке в барабан подается вода.
Лопатками, расположенными по спирали на внутренней поверх-
ности барабана, руда перемещается к разгрузочному торцу барабана.
Процесс дезинтеграции глины и промывки в скруббере напоминает
работу мельницы самоизмельчения. Крупные куски руды играют
роль дезинтегрирующей среды. Скруббер вращается со скоростью,
равной 50—60% критической, а поэтому куски в нем только пере-
катываются, что способствует оттиранию глины и песков. В разгру-
119
зочном конце скруббера имеется улитковый черпак, который под-
нимает промытую руду в разгрузочную воронку. На воронке укреп-
лен барабанный грохот для выделения крупнокусковой мытой руды.
Отмытая глина и шламы сливаются через решетки, расположенные
по кольцу в торцовой загрузочной крышке барабана. Таким образом
происходит противоток воды. Скрубберы изготовляются диаметром
до 3,5 м и длиной 5 м. Производительность такого скруббера 500 —
600 т/ч. Крупность кусков руды, загружаемых в скруббер, может
достигать 300 мм. Расход воды около 1,5 мъ/т. Скрубберы применяют
для промывки руд, содержащих не более 10% глины.
Рис. 86. Скруббер (промывочная бочка):
1-—конический грохот, 2— лопатки для подъема и тран-
спортировки руды в барабане, 3 — решетки для слива шла-
мов, 4, — разгрузочная улитка для мытого продукта
Наклонная корытная мойка (логуошер) (рис. 87)
состоит из длинного корпуса, наклоненного под углом 10—15°
к горизонту. В корпусе в противоположных направлениях вращаются
два тяжелых четырехгранных вала с закрепленными на них жесткими
лопастями, расположенными по винтовой линии. По устройству
и действию наклонная мойка напоминает механический классифи-
катор. Исходный материал загружается в нижнем конце, вода по-
дается в верхнем конце корпуса. Отмытая глина сливается через
порог. Кусковый и зернистый мытый материал лопастями переме-
щается к верхнему концу, где и разгружается. Перемешивание
материала лопастями шнеков и транспортирование его в воде
вызывает интенсивное перетирание и отмывку глины.
Длина корпуса 6—10 м, диаметр шнека по концам лопастей
800—1000 мм, окружная скорость на концах лопастей 0,8—1,1м/сек.
Крупность кусков в исходном материале не более 80 мм. Производи-
тельность зависит от свойств промываемого материала и достигает
для машин наибольшего размера 200 т/ч. Расход воды на промывку
2,5—5 ма/ч на 1 т исходной руды. Корытные мойки применяются
для промывки бурожелезняковых руд и хорошо работают на мате-
риалах с высоким содержанием глины.
120
Горизонтальная корытная меновая мойка
отличается от наклонной корытной мойки тем, что в ней руда промы-
вается в два или в три приема. Как видно из рис. 88, мойка состоит
из двух полуцйлиндрических рядом расположенных ванн. Исходный
материал загружается в первую ванну, в которой медленно вращается
вал с длинными криволинейными, в виде сабель, лопастями (мечами),
расположенными но винтовой линии. Мечи дезинтегрируют материал
вода
вид в
Рис. 87. Наклонная корытная мойка
и перемещают кусковую или зернистую часть вдоль ванны. Вода
и шламы в ванне движутся в противоположном направлении (про-
тивоточная промывка), шламы и глина выводятся в загрузочном
конце первой ванны. Промытый продукт в конце первой ванны
поднимается элеваторным колесом с дырчатыми ковшами и загру-
жается во вторую ванну, разделенную поперечными перегородками
на несколько отсеков, в каждом из которых на одном валу вращаются
короткий цилиндрический грохот и элеваторное колесо. Здесь
материал дополнительно промывается и передается в следующий
отсек. Противоток воды окончательно обесшламливает материал
121
к концу ванны. Горизонтальные мечевые мойки применяются для
промывки марганцевых руд. Число мечевых ванн в агрегате на
марганцевой руде увеличивают до двух и руда последовательно
Рис. 88. Горизонтальная корытная меченая мойка:
1 — бичи; 2 — барабанный грохот; 3 — элеваторное колесо
проходит три ванны. Производительность агрегата из трех ванн
размерами 3000 X 8500 мм каждая достигает 100—130 т/ч. Расход
воды 2—6 .и3 на 1 т материала, крупность кусков в исходной руде
Руда
Дробление
Промывка.
Мытая руда
Слав
Грокачение
у I | .
Отсадка. 1 п
f I I i
Сорта: I I Ш Pl
Концентраты u
г Макрея классификация
| Пески
Магнитная сепарация
f | Т
Концентрат Квасты Хвосты
до 70 мм. Мойки этого
типа применяются для
руд, содержащих значи-
тельное количество отмы-
ваемой глины. По сравне-
нию с наклонной корытной
мойкой мечевые мойки
менее прочны.
Схема обога-
щения руд на про-
мывочных фабри-
ках изображена на
рис. 89. В железных и
марганцевых рудах, кото-
рые могут обогащаться
промывкой, пустая порода
Рис. 89, Схема обогащения руд на промы-
вочной фабрике
представлена глиной и
песками. Полезные мине-
122
ралы (в виде плотных кусков) в железных рудах представлены
в основном бурым железняком, а в марганцевых — пиролюзитом,
псиломеланом и др.
Исходная руда дробится до 50—100 мм с целью предохранения
промывочных аппаратов от поломки крупными кусками или для
получения концентрата кондиционной крупности. Дробленая руда
поступает на промывку, мытая руда рассевается на классы и от-
садкой доводится до сортовых концентратов. Слив промывочных
аппаратов вместе с мелкими классами мытой руды классифицируется
в механических классификаторах.
Пески обогащаются магнитной сепарацией. Для марганцевых
руд применяют электромагнитные сепараторы с сильным магнитным
полем. Слив классификаторов направляется в отвал.
При обогащении промывочных руд главными операциями явля-
ются промывка и классификация. Этими операциями удаляется
основная масса пустой породы.
Из промывочных железных руд, содержащих 30—32% железа,
при обогащении по схеме, показанной на рис. 89, получаются кон-
центраты с содержанием железа около 50% при извлечении 75%.
При обогащении марганцевых руд, содержащих около 30% мар-
ганца, выделяется концентрат, содержащий 45% марганца при
извлечении около 80%.
ГЛАВА VIII
ФЛОТАЦИОННЫЙ МЕТОД ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Общее описание флотационного разделения минералов
Флотационный метод обогащения основан
на различной способности минералов удер-
живаться на границе раздела двух фаз, обу-
словленной различием удельных поверх-
ностных энергий минералов. Из всех разновидностей
флотационного обогащения наибольшее распространение получил
процесс пенной флотации, в котором для разделения минералов
используется граница раздела вода — воздух. Энергично перемеши-
ваемую пульпу, содержащую тонкие зерна измельченной руды,
насыщают воздухом, распределяя его в объеме пульпы в виде боль-
шого числа воздушных пузырьков. Пузырьки воздуха, контактируясь
с жидкой фазой пульпы, создают границу раздела вода — воздух.
Минеральные зерна, не смачиваемые водой, при столкновении
с воздушными пузырьками закрепляются на этой границе. Агрегат,
состоящий из воздушного пузырька с закрепившейся на нем твердой
частицей, имея плотность меньшую, чем плотность пульпы, всплы-
вает на поверхность. Масса поднявшихся пузырьков образует на
поверхности пульпы слой пены, которую легко можно отделить от
пульпы. В пену извлекаются зерна минералов, которые водой не
смачиваются. Зерна минералов, смачиваемых водой, к воздушным
пузырькам не прилипают и остаются в объеме пульпы. На рис. 90
показана схема флотационного разделения минералов. Флотацион-
ный метод обогащения позволяет разделить любые минералы. Поверх-
ностная энергия минеральных частиц, на различии которой основан
этот метод, зависит от химического состава и кристаллической
решетки. Естественные различия поверхностных энергий разделя-
емых флотацией минералов можно увеличивать, обрабатывая поверх-
ность зерен минералов особыми веществами, называемыми флота-
ционными реагентами. То, что пока практически не все
минералы разделяются флотацией, объясняется недостаточной изу-
ченностью процесса и тем, что еще не для всех возможных случаев
найдены флотационные реагенты. В настоящее время все руды тяже-
лых цветных металлов, апатитовые, фосфоритовые, графитовые,
серные, руды многих редких металлов, полевошпатовое сырце и уголь-
ные шламы обогащаются флотацией. Ведутся исследовательские
124
работы по флотации руд черных металлов, керамического сырья
и т. п. Развитие теории и практики флотации раздвигает границы
применения этого метода.
Перед флотационным обогащением руда должна быть тонко
измельчена. Размер зерен, которые могут поднимать воздушные
пузырьки, зависит от плотности флотируемых минералов. Чем выше
плотность, тем меньшие по размеру зерна могут флотироваться.
Например, при обогащении сульфид-
ных руд, флотируются зерна не круп-
нее 0,15—0,2 мм, а при флотации
углей всплывают зерна размером 0,5—
0,6 мм. Флотация позволяет обогащать
с высокими показателями шламы, тон-
ковкрапленные руды и комплексно ис-
пользовать полиметаллические руды.
Пленочная флотация на-
блюдается при осторожном нанесении
тонкого слоя мелких минеральных ча-
стиц на поверхность движущегося по-
тока воды. Частицы не смачиваемых
водой минералов задерживаются на по-
верхности и увлекаются потоком,
а частицы минералов, которые смачи-
ваются водой, тонут. Процесс пленоч-
ной флотации широкого применения не
получил. В настоящее время он ис-
пользуется при флотогравитационной
воздух
доводке концентратов, содержащих
касситерит, вольфрамит и другие ми-
нералы.
Масляная флотация наблю-
дается при введении в пульпу большого
количества масла, плотность которого
меньше плотности воды. Частицы мине-
Рис. 90. Схема флотационного
разделения минералов-
1 — минеральная частица, не сма-
чиваемая водой 2 — минеральная
частица, смачиваемая водой, 3 —
воздушный пузырек с закрепившей-
ся частицей, 4 — пористая пере-
городка
ралов, не смачиваемых водой, прилипают к всплывающим в воде кап-
лям масла и скапливаются в слое на поверхности пульпы. Частицы
минералов, смачиваемых водой, не прилипают к каплям масла
и остаются в пульпе. Процесс в настоящее время не приме-
няется.
Грануляционный процесс заключается в прили-
пании не смачиваемых водой минеральных частиц к каплям тяжелого
масла. При столкновениях минерализованные масляные капли объ-
единяются в гранулы, плотность которых больше плотности воды.
Гранулы тонут, а частицы смачиваемых водой минералов выносятся
восходящими потоками- воды. Разделение ускоряется действием
центробежных сил, возникающих при пропускании пульпы через
центрифугу. Процесс применяется на некоторых зарубежных фабри-
ках для обогащения коксующихся углей.
125
Флотогравитация — процесс обогащения на концен-
трационном столе с одновременной флотацией. Применяется при
доводке черновых оловянных, вольфрамовых и других концентра-
тов, из которых нужно выделить сульфиды железа и цветных метал-
лов или какие-либо другие флотоактивные минералы. Одной гравита-
цией на столах это сделать обычно не удается, так как сульфиды
имеют высокую плотность, близкую к плотности ценных минералов.
Флотация в этом случае также неприменима, так как обрабатыва-
емые черновые концентраты имеют большую крупность (до 3 мм),
а измельчать их нерационально, ввиду того, что ценные минералы
переизмельчаются и теряются с хвостами при доводке. Применение
флотореагентов, повышающих флотируемость минералов, под-
лежащих выделению из черновых концентратов (например,
сульфидов), позволяет сделать это на концентрационных
столах.
Пульпа чернового концентрата крупностью 3 мм или мельче
при высоком содержании твердого тщательно перемешивается с ре-
агентами и после обесшламливания подается на концентрационные
столы. При перемешивании покрытые соответствующими реагентами
минералы образуют с пузырьками воздуха гранулы. При концентра-
ции на столах эти гранулы оказываются на поверхности тонкого
слоя воды, текущей по деке (пленочная флотация), и сносятся попе-
рек нее в приемники хвостов и шламов.
Нефлотирующиеся зерна разделяются по плотностям и улавли-
ваются в приемники концентраторов и промпродуктов.
Обесшламливание материала перед подачей на стол необходимо,
так как мелкие зерна ценного минерала также будут смываться
водой вместе с флотируемыми минералами.
Флотоотсадка при обогащении некоторых руд, напри-
мер, фосфоритных, может быть применена для выделения отвальных
хвостов из руды, измельченной до 5 мм, и для снижения потерь
ценного минерала в результате извлечения флотацией зерен мельче
0,1—0,2 мм, плохо улавливаемых гравитационным методом.
Пульпа смешивается с флотореагентами и подается на флото-
отсадочную машину, работающую с искусственной постелью. У этой
машины глубина отделения над решетом увеличена примерно в три
раза по сравнению с обычной машиной. Крупнозернистая часть руды
разделяется отсадкой на тяжелую фракцию, разгружающуюся под
, решето и отвальные хвосты, уходящие через порог в конце машины.
Мелкозернистая часть сосредотачивается в потоке пульпы над
постелью. В этот поток из воздушного коллектора, размещенного
над отсадочной машиной, по трубкам подается воздух, равномерно
распределяемый аэратором в виде мелких пузырьков. В камерах
отсадочной машины начинается флотация. Мелкие зерна ценного
компонента собираются в пене и разгружаются отдельно, а нефлоти- ,
рующиеся зерна удаляются через порог в конце машины. Крупно-
зернистый тяжелый материал разгружается из отсадочной машины
и может быть направлен на дальнейшую переработку.
126
Жировой процесс представляет собой способ разделе-
ния минералов на границе раздела жир — вода и применяется для
извлечения алмазов. На дно желоба, по которому течет пульпа,
содержащая алмазы, наносится слой вязкого жира (вазелина).
Пустая порода не закрепляется на жировой поверхности и сносится
потоком, а алмазы и другие минералы, близкие к ним по флота-
ционным свойствам, прилипают к жировой поверхности и остаются
на ней. Минерализованный слой жира периодически снимается,
нагревается и отмывается специальными растворителями. Получа-
емый при этом свободный от жира черновой алмазный концентрат
поступает на дальнейшее обогащение, осуществляемое на люминес-
центных установках или путем выборки алмазов пинцетом при катод-
ном облучении, в котором алмазы приобретают особую окраску
и свечение.
§ 2. Элементарный акт пенной флотации
Элементарным акт ом пенной флотации на-
зывают закрепление единичного зерна на
поверхности воздушного пузырька, в ре-
зультате чего в пульпе появляются минера-
лизованные пузырьки. При флотации пузырьки воздуха
минерализуются или при столкновении с частицами, или в резуль-
тате образования на минеральных поверхностях пузырьков газа,
выделяющихся из раствора.
В настоящее время общепринято объяснять причины закрепле-
ния частиц на воздушных пузырьках смачиваемостью поверхности
минералов водой. Частицы минералов, хорошо смачиваемых водой,
т. е. минералов с гидрофильными поверхностями, не
закрепляются на воздушных пузырьках. Закрепляться будут час-
тицы минералов с гидрофобными поверхностями, которые
плохо смачиваются водой. Смачиваемость минеральных поверхностей
можно изменять воздействием флотационных реагентов.
Смачивание происходит на границе соприкосновения трех фаз
в результате молекулярного взаимодействия воды, поверхности
твердого тела и воздуха. Капля воды, растекаясь по поверхности
твердого тела, вытесняет с нее воздух. В зависимости от степени
смачиваемости твердой поверхности вода, покрыв некоторую пло-
щадь, больше не растекается. Наступает состояние равновесия.
Степень смачивания твердой поверхности принято количественно
оценивать величиной краевого угла смачивания 6 (рис. 91, а).
Краевым углом смачивания называется угол с вершиной на пери-
метре смачивания, образованный поверхностью раздела двух фаз
с поверхностью третьей фазы. Краевой угол всегда отсчитывается
через жидкую фазу. Величина краевого угла теоретически может
меняться от нуля (полное смачивание, абсолютная гидрофильность)
до 180° (капля не растекается, полное отсутствие смачивания, абсо-
лютная гидрофобность). Полное несмачиваниё практически не имеет
места.
127
Равновесное значение краевого угла определяется по формуле
cos 0 = ————,
где отг; ожт и огж — поверхностные натяжения на границах раздела
твердое — газ, жидкое — твердое и газ —
жидкое, дин/см.
При растекании жидкости по твердой поверхности краевой угол
не достигает равновесного значения вследствие гистерезиса
смачивания — явления, тормозящего перемещение периметра
смачивания по твердой поверхности. При растекании жидкости по
твердой поверхности гистерезисный угол больше равновесного угла
смачивания, определяемого по формуле. Установлено, что гистерезис
Рис. 91. Схема смачивания минеральной поверхности:
а — капля жидкости на поверхности твердого тела; б — воз-
душный пузырек на поверхности твердого тела в пульпе
смачивания больше на шероховатых и более гидрофобных поверх-
ностях. После воздействия флотореагентов, гидрофобизирующих
поверхность минералов, гистерезис смачивания увеличивается.
При закреплении частицы на воздушном пузырьке наблюдается
вытеснение воды с минеральной поверхности (рис. 91, б). В этом
случае явление гистерезиса, препятствуя увеличению периметра
смачивания и краевого угла, приводит к тому, что гистерезисный
угол становится меньше равновесного. В момент закрепления гисте-
резис смачивания, препятствуя увеличению площади контакта
пузырька с минеральной частицей, играет отрицательную роль.
При отрыве частицы от пузырька площадь контакта и периметр
смачивания уменьшаются и гистерезис смачивания будет затруднять
этот отрыв. Практически при флотации наблюдаются краевые углы
меньше 90°.
Флотационной силой называется вертикальная соста-
вляющая сил поверхностного натяжения на границе раздела
жидкость — газ, приложенных к частице по всему периметру сма-
128
I чиваиия. Флотационная сила и гидростатическое давление на ниж-
Г нюю грань частицы препятствуют отрыву ее от пузырька воздуха.
I При работе флотационных машин воздух всегда растворяется
и в воде и выделяется из раствора. Установлено, что воздух из раствора
F выделяется преимущественно в виде мелких пузырьков на гидрофоб-
р ных поверхностях. Частицы минералов, покрытые мелкими пузырь-
ками, легче закрепляются на крупных пузырьках.
! Коалесцентный механизм элементарного
акта наблюдается при флотации минералов, обладающих высокой
естественной гидрофобностью (уголь, сера, графит, молибденит,
тальк), с помощью углеводородных масел. Капельки масла при столк-
новениях с пузырьками воздуха растекаются по поверхности послед-
них, покрывая их сплошным слоем, а при столкновениях с гидрофоб-
ными минеральными частицами образуют капли с большими краевыми
углами. При столкновении обмасленного пузырька воздуха с части-
цей, на поверхности которой имеется хотя бы одна капля масла,
произойдет закрепление частицы на пузырьке.
§ 3. Классификация флотационных реагентов
Флотационными реагентами называются
химические вещества, которые вводятся
в пульпу для создания благоприятных усло-
вий избирательной флотации минералов.
В зависимости от назначения, т. е. от роли, выполняемой при флота-
ции, все реагенты разделяются на собиратели, пенообра-
зователи, депрессоры, активаторы и регуля-
торы среды. Три последних класса реагентов иногда объеди-
няют общим названием регуляторы или модифика-
торы. Некоторые реагенты выполняют двойную роль, а поэтому
отнесение их к какому-либо определенному классу является условным.
Иногда собиратель проявляет пенообразующие свойства, а пенообра-
зователь действует и как собиратель. Некоторые реагенты в одних
условиях действуют как депрессоры, а в других как активаторы.
§ 4. Собиратели
Собиратели действуют на границе раздела минеральная
частица — вода. Концентрируясь на поверхности минерала, собира-
тели повышают гидрофобность его. Действие собирателя должно быть
избирательным. Собиратель должен покрывать поверхности только
тех минералов, которые при флотации должны быть сконцентриро-
ваны в пене. В качестве собирателей применяют органические соеди-
нения, имеющие в молекуле углеводороды. Если молекулы собира-
теля состоят только из одних углеводородов, то такой собиратель
будет аполярным.В технике такие реагенты называют угле-
водородными ма с л а м и. К ним относятся: керосин, ли-
гроин, дизельное топливо, смазочные масла. Они применяются для
флотации минералов с высокой естественной гидрофобностью (уголь,
9 Заказ 1908 129
графит, сера, тальк, молибденит и.'т. п.). Иногда углеводородные
масла применяются в смеси с другими собирателями.
Если молекулы собирателя имеют в CBoejy составе полярные
группы (ОН, СООН, СОН, SH, NH, и т. п.), то такие собиратели
будут гетерополярными. Они применяются для флотации большин-
ства полезных ископаемых.
При флотации сульфидных минералов и самородных металлов
в качестве собирателей применяюггся ксантогенаты и
аэрофлоты.
Ксантогенаты — соли ксантогеновой кислоты, имеют об-
S
II
щую формулу R—О—С—SMe. Металлом Me обычно являются калий
или натрии, а углеводородным радикалом R — какой-либо радикал
гомологического углеводородного ряда (СН3 — метил, С4НЬ — этил,
С3Н7 — пропил, С4Щ — бутил и т. д.). Название ксантогената ,
составляется из названий радикала и металла. Например,
S
C4He<—SK — бутиловый ксантогенат калия.
А э~р о ф л о т ы — производные тиофосфорной , кислоты. Они
бывают жидкими и твердыми. Жидкие аэрофлоты действуют как соби-
ратели и как пенообразователи, твердые — только как собиратели.
Из жидких аэрофлотов наибольшее распространение получил крези-
ловый аэрофлот, из твердых — содовый:
CeHsCHt—Оч ,S
Р—SH крезиловый аэрофлот, •
, СвНьСЩ-оЛ . >
CiHa-Ck Л
/Р—сма содовый аэрофлот.
с,н6-о/ 9 •
Жирные кислоты и их мыла применяются для фло-
тации носульфидных минералов. Характерными собирателями этого
типа являются олеиновая кислота (С17Н88СООН) и олеат натрия
(C17H33COONa). Эти собиратели мало селективны и требуют подбора
условий флотации для усиления избирательности действия.
Амины и их соли применяются для флотации силикатных
минералов (кварц, слюды) и калийных солей. Различают амины пер-
вичные (RNHa)> вторичные (R8NH) и третичные (R8IS). Характерные
собиратели этого типа: лауриламин C18Ha5NH8 и его соляно-
кислая соль CiaH26NH8Cl — хлористый лауриламмоний.
-Каменноугольная, сланцевая и ^о'рфяная
смолы, а также продукты их переработки применяются иногда
для флотации углей. В состав этих реагентов входят высшие спирты,
карбоновые кислоты, сложные эфиры и обычные углеводороды.
Состав этих смол непостоянен, в них присутствуют токсические
вещества и они проявляют двойное действие — как собиратели и как
ценообразователн. *’ ч .
130 , .
Собиратели бывают ионогенные и неионогенные. Ионогенные соби-
ратели в растворе распадаются на ионы и гидрофобизирующее дей-
ствие на минеральную поверхность будет оказывать тот ион, в кото-
рый входит углеводородная часть молекулы. Если гидрофобизиру-
ющий ион будет анионом, то такой собиратель называется анион-
ным, если же катионом, то катионным. Например, молекула
бутилового ксаитогепата калия распадается на ионы следующим
образом:
C4H,-O-C-SK C4H,-OrC-S--{-K+.
Ксантогенаты — собиратели анионные.
Хлористый лауриламмоний распадается на ионы
cj2h86nh3ci cnH2bNH:+cr.
Хлористый лауриламмопий — собиратель цатионный.
Неионогенные аполярные собиратели (углеводородные масла)
и воде не растворяются. Они распределяются в объеме пульпы в виде
мелких капелек посредством струйных эмульгаторов и при перемеши-
вании. Углеводородные масла закрепляются на минеральных поверх-
ностях в результате физической адсорбции.
Большинство гетерополярных собирателей растворяется в воде.
Различают в молекулах гетерополярных веществ полярную и непо-
лярную части. Например, в молекуле олеиновой кцслоты карбо-
ксильная группа GOOH будет полярной частью? а углеводородный
радикал — С17Н83 — неполярной частью молекулы:
ннннннннннннннннн
I I I I I I I I I I I I I I I I I
—С—С—С—С—С—С—С—С—С—С—С—С—с—с—с—с-с-н
И Н Н Н Н Н Н IT н н н Н Н н и
Неполярная часть
но
• о
Полярная
*' часть
Схематично гетерополярную молекулу принято изображать кру-
-жочком (полярная часть) и удлиненной линией (неполярная часть)
<рис. 92). ч
Полярная часть гетерополярнон молекулы является химически
.активной и хорошо смачивается водой, а неполярная — проявляет
слабую реакционную способность и плохо смачивается водой. Моле-
кула гетерополярно г о собирателя или гидрофобизирующий ион
-закрепляются на минеральной поверхности полярной группой, а непо-
лярная часть оказывается обращенной в жидкую фазу пульпы.
Поверхности минеральных зерен обычно покрываются собирателем
частично (рис. 92). В результате гидрофобность минеральных зерен
увеличивается в такой степени, что они легко флотируются. Закре-
пление собирателей на минеральных поверхностях происходит
- 9* 131
в результате адсорбции реагентов на поверхностях раздела мине-
рал — вода. Среди явлений адсорбции растворенных веществ твер-
дыми телами наблюдается большое многообразие процессов, предста-
вляющих собой непрерывный переход от физической адсорбции
к хемосорбции. Адсорбция протекает под
действием сил взаимодействия между адсор-
бентом и адсорбируемым веществом. При
физической адсорбции связь между поверх-
ностными атомами адсорбента и адсорби-
руемым веществом осуществляется за счет
ван-дер-ваальсовских сил межмолекулярного
притяжения. При хемосорбции закрепление
адсорбируемого вещества происходит в ре-
зультате химического взаимодействия по-
верхностных элементов кристаллической
Рис. 92. Ориентирован- решетки адсорбента (атомов, ионов, моле-
ный слой гетерополяр- кул) с адсорбируемым веществом. Связь
ного собирателя на ми- адсорбированного вещества с адсорбентом
р частице ПрИ хемосорбции во много раз прочнее, чем
при физической адсорбции. В результате хемосорбции возникают
своеобразные химические соединения, называемые поверхностными
соединениями.
§ 5. Пенообразование и пенообразователи
Всплывшие минерализованные пузырьки воздуха образуют на
поверхности пульпы слой пены. Пена должна быть устойчивой и не
разрушаться в течение времени, необходимого для отделения ее
от пульпы. Если пена разрушится раньше, то сфлотированные мине-
ральные частицы утонут и обогащения не будет.
Чистая вода при встряхивании в присутствии воздуха не образует
устойчивой пены. Образующиеся пузырьки быстро разрушаются.
Добавление к воде небольшого количества поверхностно-активного
вещества позволяет образовать достаточно устойчивый слой пены.
Такие вещества, применяемые при флотации, называются пено-
образователями.
Поверхностно-активными называются гетерополярные вещества,
способные адсорбироваться на границе раздела вода — воздух и тем
самым понижать поверхностное натяжение на этой границе. Диполи
воды вступают во взаимодействие с полярной частью молекулы пено-
образователя, а неполярные углеводородные группы стремятся
вытолкнуть в воздушную среду. В результате молекулы пенообразо-
вателя располагаются на границе раздела вода — воздух так, что
полярная часть молекулы обращена в воду, а неполярная — в воз-
душную фазу (пузырек воздуха) (рис. 93).
Пенообразователи в процессе флотации выполняют следующие
функции:
1. Препятствуют коалесценции пузырьков
воздуха, т. е. увеличению их размера. Поверхность пузырьков
132
покрыта адсорбированными молекулами пенообразователя. Вокруг
пузырьков создается гидратный слой, создающий барьер для коале-
сценции и упрочняющий оболочку пузырьков. Пенообразователь
сохраняет суммарную поверхность воздушных пузырьков и при оди-
наковом расходе воздуха во флотационной машине будет большая
поверхность раздела вода — воздух, чем без пенообразователя.
2. Уменьшают скорость движения воздуш-
ных пузырьков в пульпе. Этот экспериментально уста-
новленный факт объясняется тем, что при наличии адсорбированных
молекул пенообразователя и гидратного слоя воздушные пузырьки
имеют более жесткие оболочки, трудно деформируются и не прини-
мают обтекаемой формы. Снижение скорости подъема воздушных
Рис. 94. Всплывание воздушного пузырь-
ка на поверхность пульпы:
а — без пенообразователя, б — с пенообразо-
вателем
Рис. 93. Молекулы поверхно-
стно активных веществ (пено-
образователей) на границе раз-
дела вода — воздух
пузырьков в присутствии пенообразователя, увеличивая время пре-
бывания их в пульпе, повышает вероятность минерализации пузырь-
ков.
3. Препятствуют разрушению воздушных
пузырьков при всплывании на поверхность
пульпы. Из прослоя между всплывающим пузырьком и поверх-
ностью пульпы (рис. 94) вода уходит под действием капиллярных
сил и силы тяжести. По мере утончения прослоя все большую роль
играет испарение жидкости. Прослой быстро становится тонким
и пузырек лопается. Молекулы пенообразователя, адсорбировав-
шиеся на поверхности пузырька, и гидратные слои вокруг полярных
групп молекул затрудняют утончение прослоя, удерживая молекулы
воды в нем. Слой молекул пенообразователя на поверхности воздуш-
ных пузырьков делает их способными упрочняться в тех местах,
в которых возникает угроза прорыва поверхности. В присутствии
пенообразователя на поверхности пульпы образуется достаточно
устойчивая пена.
Трехфазные флотационные пены образованы
минерализованными пузырьками и содержат фазы — воздух, воду
133
и твердое. Твердые частицы, закрепившиеся на воздушных пузырь-
ках, увеличивают прочность пены, механически ограничивая сбли-
жение воздушных пузырьков и сток воды из прослоев. Устойчи-
вость трехфазной пены тем выше, чем гидрофобнее и мельче сфлоти-
рованные частицы. /•
После удаления из флотационной машины пена должна легко разру-
шаться. Чаще всего она разрушается в желобе напорной струей воды.
Пенообразующими свойствами обладают спирты, альдегиды,
кетоны, амины и кислоты. Последние проявляют также и собиратель-
ные свойства.
В практике флотации в качестве пенообразователей применяют
следующие вещества.
Сосновое масло — жидкость желтого или коричневого
цвета, представляет собой смесь различных веществ. Главная и наи-
более активная пенообразующая часть — терпинеол С10Н17ОН.
Сосновое масло получают фракционной перегонкой скипидара-сырца.
Древесные смоляные флотационные масла
(легкое и тяжелое) получаются из продуктов сухой перегонки дре-
весины. Активная часть в них — ароматические спирты (фенолы).
Крезиловая кислота получается в коксохимическом
производстве. Представляет собой смесь трех ароматических спир-
тов: фенола С6Н5ОН, крезола С6Н5СН2ОН и ксиленола СвН5(СН2)2ОН.
Крезиловая кислота обладает некоторым собирательным действием
и токсична.
Тяжелый пиридин (или пиридиновое осно-
вание) получается в коксохимическом производстве. В своем
составе содержит много компонентов, не проявляющих пенообразу-
ющих свойств. Активной частью является хинолин C9H7N.
Вспениватель ИМ-68 представляет собой смесь трех
спиртов с 6—8 атомами углерода в радикале. В состав ИМ-68 входят
тексиловый спирт С6Н13ОН, гептиловый спирт С7Н15ОН и октиловый
спирт С8Н17ОН. Этот пенообразователь нетоксичен и не проявляет
собирательного действия.
В спениватели ОПСБ (окись пропилена спирт бутиловый)
и ОПСМ (окись пропилена спирт метиловый).
При смешении окиси пропилена со спиртом бутиловым и метило-
вым протекают реакции с образованием пропиленгликолей, имеющих
формулу:
Г н н I
г т-т Jn_Г’—монобутиловый- эфир
4 9 I । । I полипропиленгликоля,
L н снзк
Г НН-;
I I I I „ х
СН — 'О—С—С— 'ОН монометиловыи эфир
3 ! ||' нолипропиленглпколя.
L н снзк
134
ОПСБ и ОПСМ — смесь монобутиловых и монометиловых моно-,
ди-, три- и т. д. (в зависимости от величины п) пропиленгликолей.
Эти пенообразователи очень эффективны и не проявляют собиратель-
ного действия.
§ 6. Депрессоры (подавители)
Депрессоры действуют на границе раздела
минеральная частица — вода. Применяют депрессоры
для понижения флотируемости тех минералов, которые не должны
переходить из пульпы в пену.
Депрессор должен действовать
селективно. Депрессия может
быть уничтожена действием дру-
гих реагентов. Механизм действия
депрессоров, в зависимости от их
химических и физико-химических
свойств, может быть представлен
одной из следующих четырех
схем (по Разумову) (рис. 95):
1. Депрессор мешает образова-
нию на минерале слоя собира-
теля, а если собиратель введен
ранее депрессора, то последний
растворяет пленку собирателя
(рис. 95, а}.
2. Депрессор, вытесняя соби-
ратель с поверхности минерала,
покрывает ее гидрофильной плен-
кой. Если депрессор ввести в
Рис. 95. Схема действия депрессо-
ров (по Разумову):
а — обнажилась естественная поверх-
ность минерала; б — на поверхности ми-
нерала слой собирателя заменен пленкой
депрессора; в — на участках поверхности^
не занятых собирателем, появилась плен-
ка депрессора; г — на участках поверх-
ности, не занятых собирателем, отложил-
ся толстый слой гидрофильного шлама
пульпу раньше собирателя, то
последний не будет взаимодействовать с минералом (рис. 95, б).
3. Депрессор увеличивает гидрофильность поверхности минерала
без вытеснения собирателя (рис. 95, в). При введении депрессора
раньше собирателя на минерале гидрофобная пленка не образуется.
При высокой концентрации депрессора и длительном воздействии
пленка собирателя может быть вытеснена с поверхности минерала
и третья схема перейдет во вторую.
4. Депрессор образует толстый слой гидрофильного шлама на
поверхности минерала, частично покрытой собирателем (рис. 95, г):
Введение депрессора ранее собирателя исключает возможность взаи-
модействия собирателя с минералом.
В практике флотации в качестве депрессоров применяются щелочи
(обычно известь), цианиды, цинковый купорос (ZnS04-7Н2О), смесь.
Цианида с цинковым купоросом, сернистый натрий (Na2S), хромово-
кислые соли (К2Сг2О7), жидкое стекло и органические коллоиды.
Депрессирующее действие щелочей связано
с образованием труднорастворимых гидратов окисей металлов,
(рис. 95, «). Щелочи депрессируют сульфиды железа и никеля.
135,
Депрессирующее действие цианидов заклю-
чается в растворении собирателя (рис. 95, а). Цианиды депрессируют
сульфиды цинка, железа и никеля. При высоких концентрациях они
депрессируют также сульфиды меди. В практике флотации приме-
няется технический продукт — цианплав, содержащий NaGN, KCN,
Ca(CN)2 и некоторое количество щелочей.
Депрессирующее действие цинкового ку-
пороса обусловлено образованием толстых пленок гидрофильных
шламов (рис. 95, г). В щелочной среде (pH 10) образуются тонко-
дисперсные шламы гидрата окиси цинка. Цинковый купорос депрес-
сирует сульфиды цинка.
Депрессирующее действие смеси цианида
с цинковым купоросом состоит в растворении ксанто-
гената и в осаждении гидрофильного гидрата окиси цинка на мине-
ральных поверхностях. Смесь действует сильнее каждого из компо-
нентов в отдельности и депрессирует сульфиды цинка, железа
и никеля.
Депрессирующее действие сернистого на-
трия заключается в вытеснении ксантогенатных ионов сульфид-
ными (рис. 95, б). Сернистый натрий депрессирует все сульфиды
за исключением молибденита. Его применяют для десорбции (удале-
ния) ксантогената с поверхности сульфидов перед разделением кол-
лективных концентратов.
Депрессирующее действие двухромово-
кислого калия связано с образованием труднорастворимых
хроматов. Двухромовокислый калий депрессирует сульфид свинца
в результате отложения гидрофильного хромата свинца на поверх-
ности зерен галенита без вытеснения ксантогената (рис. 95, в).
Депрессирующее действие жидкого стекла
обусловлено закреплением на минеральных поверхностях сильно
гидратированных мицелл кремниевой кислоты (рис. 95, а). Жидкое
стекло хорошо депрессирует кварц и силикаты, слабее — сульфиды.
При высоких концентрациях депрессирует все минералы.
Депрессирующее действие органических
коллоидов основано на их способности образовывать в пульпе
мицеллы. Гидрофильные мицеллы, покрывая поверхности минера-
лов, депрессируют их (рис. 95, г). Они депрессируют те же минералы,
что и жидкое стекло. При высоких концентрациях депрессируют все
минералы. К депрессорам этой группы относятся: крахмал, декстрин,
таннин, карбоксиметилцеллюлоза. Последний реагент не депресси-
рует сульфиды.
§ 7. Активаторы
Активаторы действуют на границе раз-
дела минеральная частица — вода. Они применяются
для улучшения флотируемости минералов. Активаторы способствуют
закреплению собирателя на минерале. Действие активаторов заклю-
чается или в образовании на минеральной поверхности пленки,
136
которая легко адсорбирует собиратель, или в удалении депрессора
с минеральных зерен. Покрытие активирующими пленками наблю-
дается при флотации минералов, которые с собирателем непосред-
ственно не реагируют или реагируют слабо. Растворение депресси-
рующих пленок происходит при уничтожении действия депрес-
соров.
В практике флотации в качестве активаторов применяются:
медный купорос (CuS04-5Н2О), серная кислота, растворимые суль-
фиды (чаще всего Na2S) и кислород.
Медный купорос применяется для активации сфалерита.
Активирующее действие его заключается в связывании цианида,
если сфалерит был депрессирован, и в образовании на поверхности
сфалерита сульфида меди, прочно связанного со сфалеритом. Ксанто-
генат прочнее закрепляется на пленке сульфида меди, чем на есте-
ственной поверхности сфалерита. Медный купорос слабо активирует
пирит и пирротин.
Серная кислота применяется для активации пирита
и пирротина. Активация состоит в растворении пленки гидрата
окиси железа с поверхности минеральных зерен.
Сернистый натрий применяется при флотации окисленных мине-
ралов цветных металлов для сульфидизации их поверхности, проис-
ходящей в результате замещения поверхностных анионов сульфид-
ным ионом. На минеральных зернах образуется пленка сульфида.
В пульпе в результате взаимодействия с минералом и окисления
кислородом количество свободных сульфидных ионов постепенно
уменьшается и как только они исчезнут, ксантогенат получает воз-
можность адсорбироваться на пленке сульфида, образовавшегося
на поверхности окисленного минерала. В этот момент окисленные
минералы хорошо флотируются. В дальнейшем сульфидная пленка
окисляется и отслаивается вместе с закрепившимся на ней ксантоге-
натом, в результате чего флотация прекращается. Для возобновления
флотации осуществляется повторная сульфидизация.
Кислород воздуха активирует поверхность сульфидных
минералов в результате некоторого окисления ее и окисления свобод-
ных сульфидных ионов в пульпе. Сильное окисление поверхности
сульфидных минералов вредно, так как увеличивает расход собира-
теля.
§ 8. Регуляторы среды
Регуляторы среды воздействуют на жид-
кую фазу флотационной пульпы. С их помощью
регулируется pH жидкой фазы пульпы, снижается содержание
в пульпе ионов, нарушающих ход флотации, диспергируются или
коагулируются шламы, затрудняющие флотацию минералов.
Водородным показателем pH называется отрица-
тельный логарифм концентрации водородных ионов:
pH-—1g [Н]+.
137
В кислых средах концентрация ионов водорода больше концен-
трации гидроксильных ионов, а в щелочных наоборот. Произведение
концентраций ионов водорода и гидроксила при колебаниях значений
каждой из них остается постоянной величиной при 20° С:
[Н]+-[ОНГ = 10~14.
Для нейтральных сред
[Н]'- [ОНГ-10"7
и
pH - -lg (Н]+ --1g 1(Г7 - 7.
Для кислых сред pH < 7, а для щелочных pH >> 7. От концентра-
ции водородных ионов (от величины pH) в пульпе зависит гидратиро-
ванность поверхности минералов, устойчивость и эффективность
действия многих реагентов, т. е. зависят результаты флотации.
Для этого систематически контролируют pH жидкой фазы пульпы
и заданную щелочность поддерживают добавкой реагентов. Для со-
здания кислой среды применяют серную кислоту, а для создания
щелочной — известь, соду, реже едкий или сернистый натрий.
К ионам, нарушающим ход флотационного процесса, относятся
следующие:
1. Ионы, понижающие концентрацию собирателя. Например,
при флотации олеатом натрия мешают ионы кальция и магния, так
как они взаимодействуют с олеат-ионом, образуя труднорастворимые
соединения, выпадающие в осадок, что снижает концентрацию соби-
рателя и ухудшает флотацию.
2. Ионы, активирующие те минералы, которые в данной операции
необходимо депрессировать. Например, при флотации свинцовых
минералов при обогащении свинцово-цинковых руд депрессируются
цинковые минералы. В пульпе, направляемой в свинцовую флота-
цию, нежелательными являются ионы меди, так как они активируют
сфалерит и способствуют переходу его в пену вместе с галенитом.
3. Ионы, депрессирующие минералы, подлежащие флотации.
Например, избыток ионов серы оказывает депрессирующее действие
на флотацию сульфидов.
Мешающие флотации ионы попадают в пульпу с водой или рудой.
Чаще всего они появляются в результате растворения некоторых
компонентов руды. Особенно сильно мешают флотации ионы много-
валентных металлов. Для удаления этих ионов применяют реагенты
(чаще всего известь), связывающие их в нерастворимые гидроокиси.
Тонкие шламы сильно нарушают процесс флотации.
Обладая большой удельной поверхностью, они проявляют высокую
адсорбционную способность и поглощают собиратель, что сильно
увеличивает его расход. Шламы легко осаждаются на минеральных
зернах. Шламы пустой породы, адсорбировавшись на флотируемом
минерале, прекращают его флотацию, а шламы флотируемого мине-
рала, адсорбировавшись на нефлотируемом минерале, создают усло-
138
вия для перехода его в пену. В качестве реагента, улучшающего
условия флотации в присутствии шламов, чаще всего применяют
жидкое стекло как Диспергатор шламов.
§ 9. Флотационная аппаратура
К флотационной аппаратуре относятся
флотационные машины, контактные чаны
и питатели реагентов.
К флотационным машинам предъявляются следующие требования:
машины должны обеспечивать достаточную аэрацию пульпы; мине-
ральные частицы и пузырьки воздуха должны равномерно распреде-
ляться по всему объему пульпы; перемешивание пульпы должно
Рис. 96. Продольный разрез флотомашины «Механобр»:
А — всасывающая камера; Б — прямоточная камера
быть такой интенсивности, чтобы минеральные зерна не осаждались
на дно, а зона пенообразования была спокойной; уровень пульпы
в машинах должен легко регулироваться; машина должна быть
возможно более дешевой, детали ее износоустойчивыми, а расход
энергии небольшим.
Применяемые флотационные машины по способу аэрации и пере-
мешивания пульпы разделяются на механические, пнев-
матические и пневмомеханические.
Флотомашина «Механобр» механического типа схе-
матично изображена на рис. 96. Машина собирается из ряда сдвоен-
ных прямоугольных камер, из которых одна всасывающая, а другая
прямоточная. Пульпа поступает в приемную коробку 1 и по па-
трубку 2 поступает на центральную часть импеллера 3. Импеллер
имеет шесть радиальных лопастей (рис. 97) и жестко закреплен на
вертикальном валу 6 (см. рис. 96), вращающимся в центральной
трубе 7. Пульпа лопастями вращающегося импеллера отбрасывается
139
от его центра к периферии и в центральной части создается разреже-
ние, что обусловливает поступление воздуха из атмосферы на импел-
лер по трубе 8. Импеллером воздух диспергируется и смешивается
с пульпой. Над импеллером размещен статор, состоящий из диска 4
с отверстиями для циркуляции пульпы и направляющих лопастей 5,
образующих с радиусом диска угол около 60° (см. рис. 97). Выбрасы-
ваемая импеллером пульпа выводится в камеру флотационной ма-
шины по каналам между направляющими лопастями 5 статора. Ста-
тор гасит вихревые потоки, а поэтому пульпа в верхней части камеры
Рис. 97. Импелер флотомашины «Механобр»:
1 — диск; 2 — направляющие лопасти статора
(в зоне ценообразования) остается спокойной. Машина отличается
большой производительностью по потоку пульпы и воздуху. Нижняя
часть центральной трубы переходит в стакан 9 (см. рис. 96), на кото-
ром укреплен надимпеллерный диск. Стакан 9 в боковых стенках
имеет три отверстия. К одному из них во всасывающей камере при-
соединяется патрубок 2. В прямоточной камере это отверстие закрыто
пробкой 10. Два других отверстия 11, расположены одно против дру-
гого и предназначены для возврата промпродуктов. Если промпро-
дукты не возвращаются, то одно из отверстий 11 заглушается проб-
кой, а другое перекрывается шибером 12. В прямоточной камере
это отверстие используется для подвода пульпы к центральной части
импеллера. Передвигается шибер тягой 13. Всасывающая и прямо-
точная камеры разделяются между собой перегородкой 14, имеющей
в нижней части нерегулируемое отверстие. Поэтому в камерах всегда
устанавливается одинаковый уровень пульпы. Пульпа из прямо-
точной камеры поступает во всасывающую камеру следующей двух-
140
камерной секции машины (или удаляется из последней камеры)
через отверстия 16 и 18, регулируемые заслонкой со стержнем 17
и крышкой 19, положение которой изменяется рычагом 20 с контр-
грузом. Отверстие 18 отгорожено от объема камеры коробом 13,
открытым сверху и снизу. Через отверстие 16 из прямоточной камеры
удаляются крупные пески, а основная часть пульпы заполняет снизу
короб 15 и уходит через отверстие 18. Уровень в камерах регули-
руется полуатоматически. На рычаге 20 контргруз устанавливается
Рис. 98. Аэролифтная машина:
а — поперечный разрез, б — резиновый наконечник аэрационных трубок
так, чтобы открытие крышки 19 обеспечивало заданный уровень
пульпы. При случайных повышениях его давление на крышку 19
возрастает, в связи с чем щель увеличивается и больший объем пульпы
уходит из камеры, что приводит к восстановлению заданного уровня.
Пена удаляется гребками через продольный борт машины в концен-
тратный желоб.
Флотационные машины «Механобр» изготовляются от № 1 до
№ 7. .Объем камеры № 1 — 0,14 лг3, камеры № 7 — 6,2 м3.
Аэролифтная машина (поперечный разрез) изображена на
рис. 98. В длинной ванне 1 двумя продольными, не доходящими до дна
перегородками 2 выделены аэрационная аэролифтная зона А и две
флотационные зоны Б. Над аэрационной зоной установлен колпак 6.
141
Нижние концы боковых стенок колпака 6 всегда расположены ниже
уровня пульпы и имеют два ряда отверстий. Сжатый воздух от воз-
духодувки поступает в коллектор 5, смонтированный над ванной,
вдоль продольной оси ее.
Из коллектора сжатый воздух по аэрационным трубкам 3, снаб-
женным резиновыми наконечниками 4, поступает в нижнюю часть
аэрационной зоны. Щель наконечника раздвигается сжатым возду-
хом и он проходит в машину. При прекращении подачи воздуха
щель закрывается и аэрационные трубки не забиваются.
Исходная пульпа поступает в нижнюю часть машины через за-
грузочную камеру в торце ванны 1, заполняет ванну и движется
вдоль нее. Воздух, выходя из аэрационных трубок, насыщает пульпу
пузырьками в аэрационном отделении, что заставляет пульпу цирку-
лировать в вертикальном направлении. В аэрационной зоне пульпа
поднимется вверх, а в флотационных зонах опускается вниз. Пульпа
в аэрационной зоне насыщена пузырьками воздуха и имеет меньшую
плотность, чем пульпа во флотационных зонах. Продвигаясь вдоль
машины, пульпа совершает многократные вертикальные циркуляции.
Воздух, цопавший в пульпу, диспергируется на пузырьки в вихре-
вых струях, образующихся при двухкратном изменении направления
движения потоков при огибании продольных перегородок и колпака.
Минерализованные пузырьки воздуха образуют подвижную пену,
стекающую через длинные борта 7 в концентратные желоба 8. Мине-
ральные зерна, не прилипшие к воздушным пузырькам, опускаются
в флотационных зонах вниз и возвращаются в нижнюю часть аэра-
ционного отделения. Хвосты разгружаются из машины через разгру-
зочное устройство в конце ванны.
Глубина ванн аэролифтных машин составляет от 0,9 (мелкие
машины) до 2,5—3,0 м (глубокие машины). Длина ванн 3—16,5 лг,
ширина 1,5—2,0.1!. Аэрационные трубки имеют диаметры 13, 19
и 25 мм, расстояние между ними 85—150 мм. Давление воздуха
1,1—1,2 ата (мелкие машины) и 1,3—1,4 ата (глубокие машины).
Расход воздуха от 3 до 9 ms/muh на 1 м длины машины.
Аэролифтные машины отличаются простотой конструкции, деше-
визной и экономичностью при эксплуатации, но плохо работают
на крупнозернистом тяжелом материале и неприменимы при сложных
схемах флотации.
Глубокая аэролифтная машина «Меха-
нобр» изображена на рис. 99. Аэрационные трубки подводят
воздух в зону аэрации по обеим сторонам колпака через щелевые
аэраторы.
Пневмомеханическая машина (поперечный раз-
рез) изображена на рис. 100. В корпусе 1 смонтирован в подшипни-
ковом блоке 6 полый вертикальный вал 3. Вал вращается электродви-
гателем через клиноременную передачу и шкив 5. На нижнем конце
вала жестко закреплен импеллер 2, который перемешивает пульпу
и диспергирует воздух, подаваемый в машину воздуходувкой через
коллектор 9, трубу 9а и три отверстия За в вертикальном валу.
142
Воздух подается под давлением 1,2 ата. Поступление воздуха регу-
лируется вентилем 10. Не доходящие до дна камеры радиальные
лопасти 4 и 4а препятствуют
осаждению твердого у стенок
камеры и обеспечивают равномер-
ное насыщение пульпы воздухом.
Лопасти 4а делаются сменными.
Пневмомеханическая машина пря-
моточная. Уровень пульпы под-
держивается регулятором, устано-
вленным в последней камере,
и изменением количества пода-
ваемого воздуха. Пенный про-
дукт удаляется неногоном 8, при-
водимым в движение от электро-
двигателя через редуктор 7.
Выход пенного продукта регу-
лируется накладками 11. Днище
и стенки камеры футеруются
досками 12. Машина собирается
из отдельных секций.
Объем флотацион-
ных машин или число
Рис. 99. Глубокая аэролифтная машина «Механобр»:
а — поперечный разрез; б — продольный разрез; 1 — ванна машины; г — аэрационная
зона; а — щелевые аэраторы; 4 — колпак с регулируемыми отверстиями для выпуска воз-
духа; 5 — воздушный коллектор
камер для флотации определяются в зависимости от про-
должительности пребывания пульпы в операции по формулам
1440FKA
143
и
г Vi
1440sк ’
где п — необходимое число камер;
V — количество пульпы, поступающей в данную операцию фло-
тации, м3/сутки-,
Рис. 100. Пневмомеханическая флотомашина
t — продолжительность данной операции флотации, мин-
к — отношение объема пульпы, находящейся в камере к гео-
метрическому объему камеры;
VK — геометрический объем камеры, м3;
L — длина аэролифтной машины, м;
s — площадь поперечного сечения ванны, м2.
Подготовка пульпы к флотационному обо-
гащению заключается в перемешивании ее с флотационными
реагентами.
144
Контактный чаи изображен на рис. 101. По вертикаль-
ной оси круглого бака 1 в подшипниках монтируется вал 2 с четырех-
лопастной мешалкой 3. Вал приводится в движение электродвигате-
лем через клиноременную передачу. Вокруг вала на крестовинах
укрепляется труба Д в которую по трубам 5 или 6 поступает пульпа
с введенными в нее реагентами. Труба 4 открыта с обоих концов
п в боковой поверхности имеет несколько отверстий 7, расположенных
на различных высотах и предназначенных для циркуляции пульпы.
Движение мешалки вызывает вертикальную циркуляцию и вращение
Рис. 101. Контактный чан
пульпы, что способствует хорошему ее перемешиванию. Из контакт-
ного чана пульпа направляется во флотационную машину через
отверстие 8, расположенное вверху бака. При случайных остановках
контактный чан материалом не забивается. Мешалка расположена
высоко над дном чана (примерно на х/з высоты бака) и прикрыта
сверху диском, закрепленным на трубе 4, а поэтому оседающий мате-
риал располагается всегда ниже мешалки. При включении после
случайных остановок свободная мешалка быстро взмучивает осевший
материал.
Устройство 9, состоящее из вертикальной трубы с отводным па-
трубком, расположенным ниже уровня пульпы в чане, не допускает
накапливания тяжелых и крупных частиц в нижней части бака.
Контактные чаны изготовляются объемом от 0,27 до 31,3 м9 с диа-
метром мешалок от 210 до 820 м. Число оборотов мешалок чанов
Ю Заказ 1908 145
разных размеров от 350 до 175 в минуту. Мощность приводного
электродвигателя от 1 до 6,5 кет.
Агрегат для подголовки пульпы к флотации
угля (рис. 102) состоит из смесителя 2, в который пульпа подается
по трубе 1 по касательной к поверхности смесителя, смесительной
колонны 3 с двумя решетками 4, вентилятора 5 с нагнетательной тру-
бой 6, приводимого в движение электродвигателем 7, пульподелителя
8 с отводными патрубками 9. Реагенты вводятся через дозирующие
краны 10 во всасывающую
трубу вентилятора и в
виде тончайших капелек
в воздушном потоке по-
ступают в смесительную
колонну по трубе 6. Воз-
душный поток с реагента-
ми встречает перегород-
ку 11 и направляется
вверх, навстречу протека-
ющей через решетки пуль-
пе. При этом реагенты
хорошо распределяются в
объеме пульпы. Подгото-
вленная к флотации пульпа
распределяется по флота-
ционным машинам пуль-
поделителем через патруб-
ки 9.
Для равномерной по-
дачи флотационных ре-
агентов на флотацию при-
Рис. 102. Агрегат |для [подготовки пульпы меняются реагентные пи-
к флотации угля татели. В зависимости от
свойств флотационных ре-
агентов для их подачи используются питатели разных кон-
струкций.
Ленточные и тарельчатые питатели приме-
няются для подачи сухих сыпучих реагентов.
Скиповые и стаканчиков ые питатели приме-
няются для подачи невязких жидких флотационных реагентов.
Схема скипового питателя изображена на рис. 103, а.
Стакан-скип перемещается в направляющих от кривошипно-шатун-
ного механизма. В нижнем положении стакан-скип погружен в бачок,
содержащий реагент и заполняется до краев. При движении вверх по
направляющим стакан-скип оказывается над приемной воронкой
и принудительно опрокидывается, выливая в воронку реагент, кото-
рый по трубе направляется в процесс флотации. Расход реагента
регулируется изменением длины шатуна, что меняет высоту поднятия
стакана-скипа и количество выливающейся из него жидкости.
146
Схема стаканчикового питателя изображена
на рис. 103, б. В бачок налит жидкий реагент и в него погружено
колесо, на пальцах которого свободно подвешены стаканчики. Колесо
вращается в вертикальной плоскости. Поднимаясь при вращении
колеса, стаканчики, заполненные реагентом, задевают боковой
поверхностью за стержень, наклоняются, часть реагента выливается
в приемную воронку и направляется в процесс. Расход реагента
регулируется изменением положения опрокидного стержня, что уве-
личивает или уменьшает угол наклона стаканчиков и количество
выливающейся из них жидкости.
Рис. 103. Реагентные питатели:
а — скиповой (1 — скиповой стакан; 2 — рамка; 3 — шатун; 4 — кривошип; 5 — напра-
вляющие); б — стаканчиковый (7 — стаканчик; 2 — колесо; з — опрокидной стержень);
в — шкивной (7—шкив; 2 — скребок; з — приемная воронка)
Шкивные питатели (рис. 103, в) применяются для
подачи вязких реагентов — масел.
В бачок заливается реагент. В него погружен вращающийся
в вертикальной плоскости шкив. Поверхность шкива покрывается
слоем вязкого реагента. Слой реагента снимается с вращающегося
шкива скребками, направляется в воронку и далее в процесс. Расход
реагента регулируется изменением положения скребка.
§ 10. Технология флотационного процесса
К факторам, определяющим ход флотационного процесса, отно-
сятся: крупность и гранулометрический состав руды, плотность
пульпы, реагентный режим, продолжительность флотации, скорость
потока пульпы через флотомашины, интенсивность аэрации и пере-
мешивания пульпы в машине, температура пульпы.
10* 147
Значение большинства факторов, обеспечивающих паилучшие
результаты флотации, устанавливается опытным путем. В зависи-
мости от колебаний свойств состава руды и реагентов, регули-
руются только некоторые факторы, чаще всего реагентный режим.
Крупность, до которой измельчают руду перед флотацией,
должна быть такой, чтобы обеспечивалась необходимая полнота
раскрытия зерен минералов при возможно меньшем образовании
шламов. Максимальный размер, при котором еще могут извлекаться
частицы флотацией, зависит от гидрофобности, плотности и формы
минеральных зерен. Минералы высокой гидрофобности и малой плот-
ности могут флотироваться при большей крупности, чем минералы,
менее гидрофобные и имеющие большую плотность. Минеральные
зерна угловатые и чешуйчатой формы флотируются при большей
крупности, чем зерна округлой формы. Шламистые, очень мелкие
частицы (мельче 5 мк) флотируются неселективно. Крупность мате-
риала, поступающего во флотацию, определяется экспериментально.
Плотность пульпы влияет на извлечение в пену флоти-
руемого минерала, на содержание в концентрате извлекаемого ком-
понента, на расход реагентов, на производительность флотационных
машин. Флотация руд большой плотности твердого осуществляется
в более плотных пульпах, чем руд меньшей плотности. Максимальное
извлечение флотируемого минерала в пенный продукт достигается
при некоторой плотности пульпы, уменьшаясь в разбавленных
и очень плотных пульпах. При флотации разбавленных пульп полу-
чаются пенные продукты с высоким содержанием ценного компонента.
Поэтому основную и контрольную флотации ведут в более плотных,
а перечистку черновых концентратов — в менее плотных пульпах.
С увеличением плотности пульпы несколько повышается производи-
тельность флотационных машин и уменьшается расход реагентов.
Оптимальную плотность пульпы подбирают так, чтобы получалось
наиболее высокое извлечение при кондиционном содержании ценного
компонента в концентрате.
Реагентный режим определяется перечнем применя-
емых флотационных реагентов, их расходом, порядком подачи в про-
цесс и продолжительностью контакта реагентов с пульпой. Реагент-
ный режим устанавливается при лабораторных исследованиях обога-
тимости полезных ископаемых и уточняется полупромышленными
испытаниями. В большинстве случаев реагенты во флотационный про-
цесс подаются в следующем порядке: регуляторы среды, депрессоры
или активаторы (в зависимости от свойств флотируемых минералов),
собиратели, пенообразователи. Регуляторы среды обычно загру-
жаются в мельницу, депрессоры (активаторы) — в мельницу или
в слив классифицирующих аппаратов, собиратели — в контактные
чаны, в насосы, подающие пульпу на флотацию, или в первые камеры
флотационных машин, пенообразователи — в первые камеры флота-
ционных машин.
Различают сосредоточенную и дробную загрузку реагентов.
Дробная загрузка применяется тогда, когда реагент быстро исчезает
148
из пульпы в силу тех или иных химических взаимодействий. Количе-
ство реагентов, подаваемое в отдельные точки технологического про-
цесса, определяется опытным путем.
Продолжительность флотации определяет содержание
и извлечение флотируемого компонента’в концентрат. Кривая&=f(t)
(рис. 104) показывает, что существует некоторая оптимальная про-
должительность флотации. Увеличение ее сверх этого оптимума
экономически невыгодно. Незначительное повышение извлечения
в этой области может быть достигнуто только при большом увеличе-
нии продолжительности флотации и сопровождается заметным ухуд-
шением качества концентрата
флотационных машин. Про-
должительность флотации
устанавливается опытным пу-
тем при полупромышленных
испытаниях.
Скорость потока
пульпы через фло-
том а ш и н ы, как показа-
ли опыты, проведенные в
промышленных условиях, от-
ражается на результатах
флотации. Необходимо так
подбирать флотационные ма-
шины и устанавливать число
и снижением производительности
Рпс. 104. Зависимость извлечения 8 и со-
держания р флотируемого компонента
в концентрате от времени флотации
секций на фабрике, чтобы в машины
основной и контрольной флотации пульпа подавалась со ско-
ростью от 1 до 2 объемов камеры в минуту.
Аэрация измеряется в литрах воздуха в минуту на 1 м2 зеркала
пульпы в машине. С увеличением аэрации уменьшается продолжи-
тельность флотации, необходимая для достижения того же извлече-
ния. Чрезмерное увеличение аэрации может ухудшить результаты
флотации^ так как при этом усиливается процесс коалесценции (слия-
ния) пузырьков. Более крупные пузырьки всплывают с большей
скоростью, что увеличивает возможность отрыва от них минеральных
частиц. Избыточная аэрация пульпы снижает производительность
флотационных машин. Нужная степень аэрации пульпы устанавли-
вается опытным путем.
Перемешивание пульпы во флотационных
машинах необходимо: для поддержания минеральных частиц
во взвешенном состоянии, для равномерного распределения частиц
и пузырьков воздуха по всему объему, для диспергирования воздуха,
поступающего в машину. Результаты флотации зависят не только
от общей аэрации во флотационных машинах, но и от размеров пу-
зырьков воздуха. Нужны как крупные пузырьки (d 1 мм) для
подъема минеральных частиц, так и мелкие для активации частиц.
Минеральные зерна, покрытые мелкими воздушными пузырьками,
быстрее прилипают к крупным пузырькам. Если в пульпе очень
много крупных пузырьков, то результаты флотации ухудшаются,
149
так как укрупнение пузырьков сопровождается уменьшением пло-
щади их поверхности и увеличением скорости всплывания. Переме-
шивание пульпы должно быть интенсивнее в нижней части машины.
При очень сильном перемешивании зона пенообразования не будет
спокойной, что увеличивает возможность отрыва минеральных частиц
от воздушных пузырьков и приводит к ухудшению результатов фло-
тации.
Температура пульпы. Флотация протекает быстрее
при повышении температуры пульпы. Это ускорение особенно заметно
при использовании в качестве собирателей жирных кислот. Депрес-
сия жидким стеклом усиливается с ростом температуры пульпы.
§ И. Схемы флотационного обогащения
Схема, изображенная на рис. 105, имеет два цикла: апатитовый
(операции I, II, III, IV, 7), в котором выделяется апатитовый кон-
центрат, и нефелиновый (операции VI и VII), в котором получаются
два продукта: нефелиновый концентрат и концентрат темноцветных
минералов.
Прямая флотация — операция, при которой пенный
минерал концентрируется в пене. Если при флотации в пену извле-
каются минералы пустой породы, а концентратом является камер-
ный продукт, то такая флотация называется обратной. Флота-
ция в апатитовом цикле прямая, а в нефелиновом — обратная
(рис. 105).
Основная флотация' — первая операция флотацион-
ного обогащения в каждом цикле. На рис. 105 операция I является
основной флотацией апатитового цикла, а операция VI — основной
флотацией нефелинового цикла.
Перечистная флотация (или перечистка) —
операция флотации, в которой повторно обогащаются концентраты
предшествующих операций. На рис. 105 операции III, IV, V и VII —
являются перечистивши.
Контрольная флотация — операция флотации, в ко-
торой повторно обогащаются хвосты предшествующих операций.
На рис. 105 операция II — является контрольной.
Черновой концентрат — продукт основной флотации.
При флотации руд с получением нескольких концентратов в зави-
симости от порядка выделения ценных компонентов различают
селективную и коллективную флотации.
Селективная флотация заключается в последователь-
ном выделении из руды ценных компонентов в соответствующие
концентраты.
Коллективная флотация заключается в выделении
из руды всех ценных компонентов в общий (коллективный) концен-
трат с последующим разделением его.
Схемы селективной и коллективно-селективной флотации изо-
бражены на рис. 106.
150
Измельчьнчаг г. с дд
Перемешивание
с реагентами
Основная апати-
товая дм стация
I перечистная Контрольная
К перечистная
___Ш перечистная
1 t
Промпрадук т |
Обезвоживание
и измельчение
-I
Апатитовый
концентрат
Перемешивание
с реагентом Цу
Основная нефелиновая
флотация (обратная)
— VI
Перечистная 1____
(обратная)________Апатитовый ___ру
промпродуктп
Нерелиновыи кон -
центратвкамер
ныи праоукт)
Коллективный кон цен
трат темноцветных
минералов ( пенный
продукт )
Рис. 105. Схема флотации апатито-нефелиновой руды
Измельченная рува
Свинцовая флотация
Сёинцовь/и. Цинковая флотация
концентрат Г I
Цинковый,
концентрат
Пиритная флотация
11
Пиритныи Отвальные
концентрат хвосты
ё
И опель ценная рува.
I
t
Коллективная флотация
Коллективный концентрат |
Q Измельчение Отвальные
| хвосты!
Свинцовая флотация
Свинцовый
концентрат
Цинковая флотация
{ . !
Цинковый |
концентрат ।
Пиритная флотация
Пиритный Отвальные
концентрат хвостыН
П
Рис. 106. Принципиальные схемы флотации свпнцово-цпнково-
пирптной руды:
' а — схема селективной флотации; б—схема коллективно-селективной фло-
тации
Стадией называется часть схемы, включающая измельчение
и последующие операции флотации. Известны схемы одно-, двух-,
трех- и многостадиальные. В одностадиальных схемах нет доизмель-
чения промпродуктов. В стадиальных схемах вначале флотация
I
Измель ченная руд а
Основная флотация
I перечистная Контрольная флотация
II перечистная
I доизмельченае
Отвальные хвосты
Ж перечистная
Ж доизмельченае
Лв перечистная
Ж доизмельченае '
V перечистная
доизмельченае
Я перечистная
(^) Vдоизмельчение
Ш перечистная
Конц енгпрат i--------
Рис. 107. Схема стадиальной флотации графитовой руды
ведется при грубом измельчении, промпродукты которой затем доиз-
мельчаются и флотируются. Стадиальные схемы флотации приме-
няются для того, чтобы избежать ошламования ценных минералов.
Коллективная флотация обычно стадиальная. В I стадии при круп-
ном измельчении выделяют коллективный концентрат и хвосты.
в последующих стадиях коллективный концентрат доизмельчается
и подвергается селективной флотации.
Примером стадиальной схемы является схема, показанная на
рис. 107.
§ 12. Практика флотации
Разнообразие полезных ископаемых и флотационных свойств
минералов обусловило применение в практике обогащения многочи-
сленных схем флотации.
Апатито-нефелиновая руда флотируется по схеме
рис. 105. Руда содержит около 40% апатита и 35% нефелина. Перед
флотацией она измельчается до 50% класса —0,074 мм. Апатитовый
цикл включает основную и контрольную флотацию и две-три пере-
чистки концентрата. Из апатитового цикла выходит кондиционный
апатитовый концентрат и хвосты, направляемые после сгущения
в цикл нефелиновой флотации. Реагентный режим апатитового
цикла: собиратель и пенообразователь — смесь дистиллированного
и сырого таллового масла, окисленного петролатума и реагента
ОП-4 (расход 0,2—0,25 кг/т); жидкое стекло (расход 0,1 кг/т)
для депрессии пустой породы. В нефелиновом цикле дофлотируются
остатки апатита, а затем в пену извлекаются эгирин, титаномагнетит,
сфен и другие минералы. Окончательный нефелиновый концентрат
получается в виде камерного продукта. Реагентный режим нефели-
нового цикла: собиратель и пенообразователь — сырое талловое
масло, сульфатное мыло и керосин (0,8 кг>т), собиратель — АНП
(0,1 кг/т), пенообразователь — ИМ-68 (35—40 г/т); едкий натрий
(0,3 кг/т) для создания щелочной среды. Из руды, содержащей 17—
18% Р2О5 и 11—12% А12О3, получаются апатитовый концентрат
с содержанием Р2О5 39,4% и нефелиновый концентрат с содержа-
нием А12О3 29%.
Графитовые руды обогащаются по стадиальной схеме
рис. 107. Чешуйки графита образуют агрегаты с прослойками песка.
Эти агрегаты вкраплены в пустую породу и их можно выделить флота-
цней при крупном измельчении (до 0,6—0.8 мм). В основной флота-
ции выделяются отвальные хвосты и черновой концентрат, который
затем многократно перечищается. Каждая стадия перечистки вклю-
чает классификацию, доизмельчение и перечистную флотацию. Число
стадий доходит до пяти. Осторожное измельчение, достигаемое в не-
сколько стадий, вызвано необходимостью разрушить агрегаты, но
сохранить чешуйки графита, которые имеют высокую стоимость.
В качестве собирателя применяется керосин (0,6—0,8 кг/т), пено-
образователя — флотационное масло (0,15 кгтг), депрессор пустой
породы — жидкое стекло (0,8—1,6 кг/т). Содержание углерода в руде
6—7%, в концентрате — 88—90%.
Медистые пириты. Сплошные сульфидные медные руды
некоторых уральских месторождений в основном состоят из пирита.
Медные минералы представлены вторичными сульфидами (ковел-
лином, халькозином) и халькопиритом. Ковеллин и халькозин часто
153
образуют тонкие пленки на зернах пирита. Содержание пустой породы
незначительное. Ковеллин и халькозин легко переизмельчаются
и окисляются и при длительной флотации увеличиваются их потери
в хвостах. Схема флотации медно-пиритной руды двухстадиальная
(рис. 108). После I стадии измельчения руды до 50—55% класса
—0,074 мм основная масса медных минералов выделяется в черновой
концентрат, который затем подвергается перечистке. Хвосты I основ-
ной флотации доизмельчаются до 90% класса —0,074 мм и поступают
во II стадию для доизвлечения меди. Концентрат II основной флота-
ции также перечищается. В хвостах концентрируется пиритный
Руда после I стадии
измельчения
I оснодная флотация
1
Ргречистная
Классификация и Пста-
дия измельчений'
Цоснодная флотация
I перечистная
Контрольная
1 1
у перечигтная
3
Медный
концентрат
КВостьь (пирит -
ный концентрат)
Рис. 108. Схема флотации медно-ппритноп руды
продукт (концентрат). Расход реагентов: ксантогената 70 а/m, тяже-
лого пиридина (пенообразователь) 60 г/m, регулятора среды (из-
весть) 5—6 кг!т. При обогащении по такой схеме руд Дегтярского
и Гайского месторождений, содержащих около 1—1,5% меди, полу-
чается медный концентрат с содержанием меди 9—10% при извле-
чении ее около 90%.
Полиметаллические сульфидные руды со-
держат сульфиды свинца, цинка, меди, железа и пустую породу.
Обычно в них содержится золото и серебро. В зависимости от содер-
жания компонентов руды разделяются на свинцово-цинковые, свин-
цово-медно-цинко-пиритные, медно-цпнко-пиритные и др. Для обога-
щения полиметаллических руд применяются схемы селективной
и коллективной флотации. На рис. 109 изображена принципиальная
схема коллективной флотации свинцово-медно-цинко-пиритной руды.
154
В Г стадии перед коллективной флотацией руда измельчается
до 45% класса —0,074 мм. Цикл коллективной флотации включает
основную и контрольную флотации и две перечистки концентрата.
Реагентный режим: сода для создания слабощелочной среды 0,5—
0,6 кг/т-, собиратель — ксантогенат 0,1—0,2 кг/т-, пенообразова-
тели — крезол и сосновое масло 0,06—0,065 кг/т. Коллективный
сульфидный концентрат направляется на десорбцию собирателя
сернистым натрием. Для этого концентрат перемешивается без
доступа дополнительного воздуха в контактных чанах при расходе
Измельченная руда
Коллективная флотация
Коллективный концентрат КВосты I
---------tl 4--------
Десорбция собирателя
, Слаб с избыткам S ,
Сбил ново-медная
флотация
Десорбция собирателя
Разделение свинца В о
медного концентрата
Сгущение
I
Цинковая флотация
Обесцинкобание
концентрата.
L^4 ~~3
Медный Свинцовый
концентрат концентрат
Пиритная флотация
X Весты Д
Цинковыи Пиритный Отвальные
концентрат концентрат хвосты
Рис. 109. Принципиальная схема флотации полиметаллической руды
сернистого натрия 4—4,5 кг/т на 1 т концентрата. После этого
жидкая фаза, содержащая реагенты, отделяется от твердого в меха-
нических классификаторах в два последовательных приема. Пески
первого классификатора разбавляются водой и поступают во второй
классификатор. Сливы классификаторов сгущаются, слив сгустителя
направляется в отвал. После десорбции собирателя коллективный
концентрат доизмельчается до 95% класса —0,074 мм и поступает
в цикл свинцово-медной флотации, включающий основную, контроль-
ную и три перечистных операции. В цикл свинцово-медной флотации
загружают следующие реагенты: цианид 0,2 кгвт-R цинковый купорос
155
2 кг/т для депрессии сфалерита и пирита; собиратель — ксанто-
генат 0,03—0,04 кг/т и пенообразователь — крезол 0,04—0,05 кг/т.
биратель — ксантогенат 0,15 кг/т",
0,02—0,03 кг/т. Расходы даны на 1
Расходы реагентов ука-
заны на 1 и коллектив-
ного концентрата. В этом
цикле получают свинцо-
во-медный концентрат,
а в виде камерного —
цинко-пиритный продукт.
Свинцово-медный кон-
центрат после десорбции
реагентов сернистым нат-
рием (1,5 кг/т) и активи-
рованным углем (1,5 кг/т)
направляется на разде-
ление. Цикл разделения
медно-свинцового концен-
трата имеет такую же схе-
му, как и цикл свинцово-
медной флотации. Реагент-
ный режим: серная кислота
3 кг/т для создания кис-
лой среды; железный ку-
порос 1,5 кг/т и сульфит
натрия 1,5 кг/т для де-
прессии галенита; собира-
тель — ксантогенат 0,025—
0,030 кг/т; пенообразо-
ватель — крезол 0,04—
0,05 кг/т. Расходы реаген-
тов указаны на 1 т свин-
цово-медного концентрата.
В этом цикле получается
медный концентрат. Ка-
мерный свинцовый про-
дукт подвергается обе-
сцинкованию, включающе-
му основную операцию
и перечистку пенного
цинко-пиритного продук-
та. В обесцинкование по-
даются: известь 6—7 кг/т
для создания щелочной
среды: медный купорос
0,5 кг/т для активации
сфалерита и пирита; со-
пенообразователь — крезол
т свинцового продукта,
156
поступающего в обесцинкование. После обесцинкования получается
окончательный свинцовый концентрат в виде камерного продукта
и пенпый цинко-пиритный промпродукт, присоединяемый к кол-
лективному концентрату основной флотации.
Камерный продукт (хвосты) цикла свинцово-медной флотации
после сгущения поступает в цикл цинковой флотации. Реагентный
режим: известь 0,5—0,8 кг/т для депрессии пирита; медный купорос
0,45—0,55 кг/т для активации сфалерита; собиратель — ксантогенат
0,08—0,10 кг/т; пенообразователь — крезол 0,04—0,05 кг[т. Рас-
ходы указаны на 1 т цинкового концентрата. После трех перечисток
получается кондиционный цинковый концентрат. Камерный продукт
цинкового цикла после контрольной флотации направляется в пирит-
ный цикл. Реагентный режим: сода 0,8—1,0 кг/т для нейтрализации
депрессирующего действия извести; собиратель — ксантогенат 70—
80 г/т; пенообразователь — крезол 40—50 г/т. Расходы указаны
на 1 т пиритного концентрата. В пиритном цикле выделяются хво-
сты, состоящие из зерен пустой породы, освободившихся при доиз-
мельчении коллективного концентрата.
При обогащении по этой схеме руды, содержащей 1—1,5% свинца,
0,2—0,3% меди и 2,5—3% цинка, получаются: свинцовый концентрат
с содержанием свинца 50—51%; медный концентрат с содержанием
меди 14—15%; цинковый концентрат с содержанием цинка 54—55%;
пиритный концентрат с содержанием серы 42—45%; отвальные хвосты
с содержанием свинца 0,1—0,12%, меди 0,02%, цинка 0,2%.
Компоновочное решение отделений измельчения и флотации
на фабрике большой производительности для обогащения медно-
никелевых руд показано на рис. НО.
ГЛАВА IX
МАГНИТНЫЙ МЕТОД ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Физические основы магнитного обогащения
Магнитное обогащение основано на раз-
ном поведении минеральных зерен в маг-
нитном поле в зависимости от их магнитных
свойств.
За единицу магнитной массы принимается такое коли-
чество магнетизма, которое при помещении его на расстоянии 1 см
от другого такого же количества магнетизма воздействует на него
с силой в 1 дик.
Магнитным моментом тела называется произведение
магнитной массы полюса на расстояние между полюсами.
Магнитное поле характеризуется напряженностью Н,
т. е. силой, с которой оно воздействует на единицу положительной
магнитной массы, помещенной в данной точке поля,
где Н — напряженность поля;
F — сила, действующая на магнитную массу т в данной точке
поля.
Напряженность поля в системе единиц СГСМ измеряется в эрсте-
дах (а). Поле напряженностью в 1 а воздействует на единицу положи-
тельной магнитной массы с силой в 1 дин.
Магнитный момент, отнесенный к единице объема тела, назы-
вается интенсивностью намагничивания I.
Отношение интенсивности намагничивания к напряженности
магнитного поля, в котором находится тело, называют объем-
ной магнитной восприимчивостью тела:
I
В системе СГСМ это безразмерная величина.
Если объемную магнитную восприимчивость отнести к единице
массы, то получим удельную магнитную восприим-
чивость тела:
Х-у, сж3/г,
где 6 — плотность тела, г/сж3.
158
Удельная магнитная восприимчивость имеет размерность, обрат-
ную плотности. Магнитная восприимчивость характеризует магнит-
ные свойства минералов. Она показывает способность минералов
изменять свой магнитный момент под воздействием внешнего поля.
Магнитные поля, в которых напряженность поля в любой точке
постоянна по величине и направлению, называются однородными.
Магнитные поля, в которых напряженность
поля в разных точках неодинакова по вели-
чине и направлению, называют неодно-
родными. Ня рис. 111 показаны однородное
и неоднородное магнитные поля.
Неоднородное магнитное поле характе-
ризуется градиентом поля, т. е.
скоростью изменения напряженности в про-
странстве в [направлении возрастания на-
пряженности,
, „ ДЯ dH ,
8га|1я=хт- —
где grad Н — градиент магнитного поля;
Дж — расстояние, на котором на-
пряженность поля изменяет-
ся на величину ДЯ.
Магнитной силой Fn поля
в данной точке называют произведение гра-
диента
в этой
a
Рис.
111. Магнитные
поля:
а — однородное; б— неодно-
родные
поля на величину напряженности
точке:
Все
омагнитными.
Fa=H grad Н, э2]см
тела по своим магнитным свойствам
разделяются на па ра магнитные,
которые при внесении в магнитное ’поле
втягиваются в участки поля с наибольшей
напряженностью, и диамагнитные,
которые при внесении в магнитное поле
выталкиваются в участки с меньшей напря-
женностью. Среди парамагнитных имеется
группа тел, обладающих особо сильными
магнитными свойствами, называемых ф е р р
К ферромагнитным относятся металлы (железо, никель, кобальт)
и минералы (магнетит, пирротин). Диамагнитными свойствами об-
ладают медь, алюминий, серебро и в особенности висмут и сурьма.
В обогащении принята классификация минералов по величине
их магнитной восприимчивости:
1. Сильно магнитные (или ферромагнитные)
минералы с удельной магнитной восприимчивостью % Д>
[>3-10~3 см3/г. Сюда относятся магнетит, пирротин, магге-
мит (yFe2O3). Эти минералы извлекаются на магнитных сепараторах
с полем слабой напряженности (Н 1500 э).
159
2. Слабомагнитные минералы с удельной магнит-
ной восприимчивостью от % = 6-10~4 до х = 15- 10~в см3/г. Сюда
относятся многие минералы, например вольфрамит, гранат, биотит,
гематит. Минералы этой группы извлекаются на магнитных сепара-
торах с полем высокой напряженности (Н от 4000 до 17 000 а).
3. Немагнитные минералы с удельной магнитной восприимчи-
востью х< 15-10“6 см3/г. К ним относятся кварц, полевой шпат,
мусковит, касситерит и др. Минералы этой группы не поддаются
обогащению методом магнитной сепарации.
Минеральное зерно, внесенное в магнитное поле, намагничивается.
Интенсивность намагничивания I определяется свойствами минерала
и напряженностью поля Н. Намагниченное зерно взаимодействует
с магнитным полем. Магнитная сила Fy. действующая на минераль-
ное зерно, определяется по формуле
J\, = x-S’grad НМ,
где М — масса зерна, а;
% — удельная магнитная восприимчивость тела, см3/г.
В однородном магнитном поле grad Н = 0 и магнитные частицы
подвергаются воздействию вращающего момента, ориентирующего
их параллельно силовым линиям поля. В неоднородном поле магнит-
ные частицы испытывают также воздействие силы притяжения в на-
правлении наибольшей напряженности поля. Магнитная сила обу-
словливает отделение магнитных частиц от немагнитных при пере-
мещении руды через поле магнитного сепаратора.
Минеральные зерна, для которых магнитная сила больше суммы
механических сил, действующих на зерно при прохождении через
магнитное поле, будут притягиваться к полюсам магнитной системы
сепаратора и извлекаться в магнитный продукт. Минеральные зерна,
имеющие низкую магнитную восприимчивость, практически не намаг-
ничиваются и не взаимодействуют с магнитным полем. Они пройдут
через поле только под действием механических сил (силы тяжести,
силы трения) и будут выделяться в немагнитный продукт.
Промышленностью изготовляются сепараторы для сухого и мок-
рого обогащения.
Магнитный метод обогащения широко применяется при обогаще-
нии железных и марганцевых руд и при доводке концентратов, полу-
чаемых на обогатительных фабриках руд редких металлов.
§ 2. Сепараторы для сильномагнитных руд
Для сухого обогащения магнетитовых руд крупностью до 70
или 150 мм применяют барабанные сепараторы
с электромагнитной системой. При крупности руды
до 40 мм можно применять барабанные сепараторы
с постоянными магнитами.
На рис. 112 показана схема однобарабанного сепаратора.
Магнитная система неподвижно закреплена на оси. Полюса маг-
нитов чередуются вдоль оси барабана. Вокруг системы на той же оси
160
вращается барабан из немагнитного материала. Поверхность бара-
бана футерована резиной для защиты ее от износа.
Исходная руда вибрационным лотковым питателем ровным слоем
подается на барабан. Магнитные зерна, притянутые к барабану,
проходят над магнитами и отрываются в месте, где кончается зона
действия магнита. Немагнитные зерна не реагируют на магнитное
поле сепаратора и сбрасываются с барабана по параболической траек-
тории. Барабан помещен над коробкой, имеющей два отделения
для приема магнитного и немагнитного материала. Шибер над пере-
городкой в коробке позволяет точнее разделять потоки материала.
Рис. 112. Схема однобарабанного сепаратора для сильномагнитных руд:
1 — вращающийся барабан; 2 — неподвижные полюса магнита, 3 — катушки электромагни-
та; 4 — подвод тока
Диаметр барабана 600—900 мм, длина 1000—2000 мм. Напряжен-
ность магнитного поля на поверхности барабана 1400—1500 э.
Окружная скорость па поверхности барабана 1—3 м/сек. Производи-
тельность сепаратора на 1 м длины барабана на руде крупностью
—40 0 мм составляет 60—100 т/ч.
Изготовляют однобарабанные сепараторы, а также сепараторы-
агрегаты, состоящие из трех или четырех барабанов. В многобарабан-
ных сепараторах можно осуществлять основную сепарацию и пере-
чистку хвостов и получать три продукта — концентрат, промлродукт
и хвосты.
Если полюса магнитов перемежаются по длине барабана, то
в сепараторе нет магнитного перемешивания. Магнитные зерна, при-
жатые магнитным притяжением к барабану, не переворачиваются
при прохождении над магнитом. Чередование полюсов по ходу ма-
териала вызывает перемешивание и способствует высвобождению
11 Заказ 1908
161
немагнитных зерен из массы зерен на барабане п получению более
чистых магнитных продуктов (рис. 113).
Увеличивая число полюсов магнитной системы по окружности
н скорость вращения барабана, можно создать высокочастотное
«бегущее» магнитное ноле и энергичное магнитное перемешивание.
Гис. ИЗ. Схема барабанного сепаратора:
а — с магнитных! пе|1емешннц||ием; б без магнитного
перемешивания
В таких сепараторах скорость вращения барабана достигает
300 oG/мин'. при числе полюсов 25 для точки на барабане будет
300 X 25 = 7500 перемен полярности, т. е. частота «бегущего» поля
составит 125 гц.
tttMtu чатами
HflO/UKO!
Рис. 114. Схема мокрого барабанного
а —с прямоточной ванией. б —с ирелнвотичной ванной, в — с иилунршмвигго'гной ванной
HtMUtHumnoiu
продукт
сепаратора:
Для мокрого обогащения сильпомагиитных руд крупностью
меньше б лл применяют барабанные сепараторы
с постоянной магнитной системой (рис. 114).
Барабан из немагнитного материала вращается вокруг непод-
вижной трех- или пн гимолюсном системы. Барабан смонтирован
в ваппе, конструкция которой может быть различном. В сепараторах
с прямоточной вапноп (рис. 114, а) исходная пульпа загружается
162
в коробку-питатель п по лотку подается под вращающийся барабан.
Барабан вращается по ходу пульпы. Магнитные зерна притяги-
ваются к барабану, выносятся им из зоны действия магнитной си-
стемы и смываются водой в концентратный желоб. Немагнитные
зерна проходят под барабаном и разгружаются через отвер-
стия в днище ваппы. Диаметр барабана 600—900 льм, длина
1000—2500 мм. Окружная скорость на поверхности барабана
1,2 .м/сек. Напряженность магнитного поля на барабане 1100—
1400 э.
Сепараторы с прямоточными ваннами применяют для обогаще-
ния крупнозернистых материалов (крупность зерен мельче 6 мм).
Для мелкозернистых материалов (мельче 0,5 мм) рекомендуются
сепараторы с противоточными ваннами (рис. 114. б). Здесь барабан
вращается навстречу потоку пульпы. Баппа мелкая, разгрузка
хвостов осуществляется через сливной порог.
Для тонкозернистых материалов применяют сепараторы с полу-
противоточной ванной, в которых пульпа подается под барабап
снизу (рис. 114, в).
Производительность барабанных сепараторов зависит от круп-
ности обогащаемого материала: для материала крупностью 2 +
-г 0 мм нагрузка па 1 м длины барабана составляет 38—45 т/ч
по твердому; для материала крупностью —0.2 4- 0 лл — 15—20 т ч
м для материала крупностью 0,1 0 .м.и 9 10 т Ч.
В один агрегат-сепаратор часто компонуется 3—4 барабана
и в одном аппарате проводятся несколько операций: основная се-
парация, перечистка магнитной фракции и контрольная сепарация
хвостов. Барабанные сепараторы широко применяются на магнито-
обогатительных фабриках.
§ 3. Сепараторы для слябомагнитных руд
Для обогащения слабомагнитных руд применяют с е п а р а -
торы с высокой напряженностью магнитного
поля, которая достигается в замкнутых магнитных системах
с сильными неоднородными полями.
Валковый сепаратор для мокрого и сухого обогащения слабо-
магнитных руд крупностью мельче 3(6) льи показан на рис. 115.
Магнитная система состоит из сердечников п катушек обмотки на них.
полюсных наконечников и валков. Валки имеют выступы, против
которых в полюсных наконечниках предусмотрены вырезы, усили-
вающие неоднородность поля. В наконечниках имеются отверстия,
расположенные против выступов валка. Сыпучий сухой материал
или пульпа через загрузочную воронку-питатель подается на нако-
нечники под валки. Немагнитные зерна через прорези в наконечни-
ках попадают в хвостовое отделение ванны (коробки), а магнит-
ные зерна выносятся валками из зоны действия магнитных сил
и попадают в отделения коробки для магнитной фракции.
И*
163
Характеристика сепаратора: размеры валка D X L = 270 х
X 1000 мм, скорость вращения валка 50—90 об!мин, напряженность
магнитного поля 10 000—12 000 э, производительность до 4 т!ч
на материале крупностью мельче 3 мм.
Сепараторы такого типа применяют для мокрого обогащения
марганцевых руд и для сухой доводки концентратов, выделенных
из руд редких металлов.
Исходная руда
Немагнитный Магнит-
продукт ный продукт
Магнитный Немагнитный
продукт продукт
Рис. 115. Схема валкового сепаратора для сухого
и мокрою обогащения слабомагнитных руд:
1 — питатель; 2 — катушка обмотки; 3 — сердечник; 4 — по-
люсные наконечники; 5 — валки; 6 — приемник магнитного
продукта, 7 — приемник немагнитного продукта.
Для сухого обогащения слабомагпитных руд редких металлов
применяют дисковые сепараторы (рис. 116). Магнитная система со-
стоит из электромагнитов, полюса которых замыкаются через воздуш-
ный зазор железными дисками, имеющими форму опрокинутой тарел-
ки. В рабочий зазор между полюсами мдгнитов и дисками материал
ровным слоем подается по вибрационному горизонтальному лотку.
Наклон оси вращающихся дисков по отношению к лотку, а также
зазор между краями дисков и лотком могут изменяться. Диаметр
дисков несколько больше ширины лотка. Таким образом, при двух
164
дисках материал проходит через четыре рабочих зазора с последо-
вательно увеличивающейся напряженностью поля. Магнитные зерна
притягиваются к дискам и сбрасываются с них по выходе зерен
из зоны действия магнитных сил. Немагнитный материал удаляется
Исходная руда
Рис. 116. Схема дискового ма1нптного сепаратора
для сухою обобщения слабомагнитных руд;
1 — барабанный питатель; 2 — вибрационный лоток; з —
диски из мягкого железа, 4 — электромагнитная система;
5 — приемник немагнитного продукта; в — приемник
магнитного продукта
в конце лотка. Напряженность поля у края дисков достигает 16 000 э.
Ширина лотка 400 мм. Производительность сепараторов 100—
400 кг/ч.
§ 4. Схема магнитообогатительной фабрики
Магнетитовые кварциты Кривого Рога состоят из тонкопро-
росших зерен магнетита и кварцевой пустой породы. Содержание
железа 35—40%, что соответствует содержанию магнетита 48—
55%. Для получения богатых концентратов с содержанием железа
63—65% требуется измельчение до 0,1 мм и тоньше. Руды твердые,
поэтому для снижения расходов на измельчение следует удалять
пустую породу по возможности при крупном измельчении сразу
же после раскрытия минералов. Типовая схема обогащения магне-
титовых кварцитов показана на рис. 117.
Руда дробится от 1100 до 25 мм в четыре стадии. Куски руды
крупностью мельче 25 мм измельчаются в стержневых мельницах
до 2 мм. Разгрузка мельниц поступает на магнитную сепарацию,
осуществляемую в барабанных сепараторах с постоянными магни-
тами. В этой операции обычно выделяют отвальные хвосты с выходом
165
около 20%. Магнитная фракция доизмельчается в шаровых мель-
ницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами и маг-
нитными сепараторами. В этом цикле удаляется еще 20 % материала
в виде отвальных хвостов. Продукт измельчения крупностью около
0,1 мм сгущается и подвергается повторной магнитной перечистке,
где получают окончательные магнитные концентраты, содержащие
Руда
Дробление 4 стадии
2^01
^Измельчение
Магнитная сепарация
Хвосты
\Концентрат
Магнитная сепарация
Измельчение L
Магнитная сепарация
| Концентрат
Магнитная сепарация
Х| Концентрат
Размазничивание
---------------
Классификация
___f---- --------Цлив
Пески Обезвоживание
Сгушенный^родукт
Магнитная сепарация
| Концентрат
Магнитная сепарация
^Концентрат I
4
Сгущение
, { Слив
Фильтрование
------Г1_"
Перелив
р--63(6‘ь)
£-77,3
ч
Концентрат
Хвосты
Ц-М.О
fl-17,0
>£-5,1
И =37,5
Фильтрат , ।
Хвосты
№0,0
р-м,о
£-7,5
Хвосты
x-2t,a
fl-15,3
,0=3,6
о = 10
ft-13,5
€-0,5
fi'75,8
'№2,7
Хвосты
Рис. 117. Принципиальная схема обогащения магне-
титовых кварцитов
63—65% железа. Концентраты сгущаются в гидросепараторах с на-
магничивающими системами для уменьшения потерь магнетита
в сливе. Сгущенный продукт фильтруется на дисковых вакуум-
фильтрах. Показатели обогащения приведены на схеме.
§ 5. Магнетизирующий обжиг руд
Слабомагнитные минералы железа — гематит, лимонит, сиде-
рит — при обжиге в соответствующих условиях переходят в сильно-
магнитные — магнетит и маггемит. Для перевода гематита и ли-
166
монита в магнитную форму ведут восстановительный обжиг. В ка-
честве восстановителя применяют уголь, природные газы или газы
металлургических печей, содержащие окись углерода и водород.
Восстановление гематита проходит по реакции
ЗРе2О3 + СО - 2Fe3O4 - СО2.
Обжигают руды после дробления их приблизительно до 25 или
6 мм в трубчатых вращающихся печах большой длины или в печах
кипящего слоя. После обжига и охлаждения руду измельчают и обо-
гащают на магнитных сепараторах со слабым полем. По схеме об-
жигмагнитного процесса в Кривом Роге работает обогатительная
фабрика большой производительности с печами диаметром 3,6 м
и длиной 50 м.
Для восстановительного обжига гематитовой руды расходуется
условного трплива (7000 ккал!кг) 3—4% от веса сухой руды и около
2,5 кет. ч/т электроэнергии (на транспорт, привод печей, вентиля-
торов, дымососов). Восстановительный обжиг является дорогой опе-
рацией. Поэтому процесс обжига с последующей магнитной сепара-
цией может применяться только для отдельных разновидностей
бурожелезняковых и кварцитовых руд, которые нельзя обогащать
гравитацией, флотацией пли магнитной сепарацией.
ГЛАВА X
ЭЛЕКТРИЧЕСКИЙ МЕТОД ОБОГАЩЕНИЯ
Для электрической сепарации полезных ископаемых исполь-
зуется различие в электрических свойствах минералов. Электрические
свойства минералов (электропроводность, диэлектрическая постоян-
ная и др.) определяют величину электрических сил, действующих
па минеральные зерна, перемещаемые в электрическом поле.
Минеральные зерна в электрическом поле движутся но разным
траекториям, что используется для их разделения.
В современных электрических сепараторах заряженные частицы
соприкасаются с заряженным электродом противоположного знака,
при этом частицы-проводники быстро приобретают заряд электрода
и отталкиваются от него, как заряженные одинаковыми знаками.
Частицы-непроводники не изменяют своего заряда и притягиваются
к электроду. Сила взаимодействия электрических зарядов (отталки-
вание и притяжение) определяется законом Кулона, она прямо
пропорциональна произведению величин зарядов и обратно пропор-
циональна квадрату расстояния между ними. Для электрической
сепарации величина заряда частиц имеет основное значение по срав-
нению с электрическими силами воздействия неоднородного электри-
ческого поля.
Электрический заряд частицам можно придать разными спосо-
бами: контактом с заряженным электродом, ионизацией — адсорб-
цией ионов на поверхности минеральных частиц, электризацией
трением, нагревом (пироэлектрический эффект), индукцией в электри-
ческом поле. Наиболее важное практическое значение имеют спо-
собы; контакт с заряженной поверхностью, ионизация в поле ко-
ронного разряда и трение. Коронный разряд (незавершенный про-
бой воздушного прослоя между электродами) создает поток ионов,
направленный к противоположному электроду, и минеральные ча-
стицы приобретают заряд вследствие адсорбции ионов на их поверх-
ности. Коронный разряд создается подачей высокого напряжения
{20—40 кв) на электрод малого диаметра или имеющего острые
и тонкие края.
Состояние поверхности разделяемых .минералов имеет важное
значение в процессе электрической сепарации. Обработкой поверх-
ности минералов реагентами можно изменить поведение частиц
в электрическом сепараторе. Реагентная обработка минеральных
зерен перед флотацией и электрической сепарацией имеет общую
168
теоретическую основу. Гидрофильные поверхности адсорбируют
влагу и обладают повышенной электропроводностью. Вследствие
малой величины электрических сил, действующих в процессе электри-
ческой сепарации она может применяться только для сухих мате-
риалов мельче 4 мм.
В практике наибольшее распространение получили барабанные
коронные и коронно-электростатические сепараторы.
Схема коронного ба р-аб энного электриче-
ского сепаратора показана на рис. 118. На раме в под-
шипниках вращается металлический барабан — осадительный элек-
трод 3. На некотором расстоянии от него в изолированной рамке 5
Рис. 118. Схема коронного бара- Рис. 119. [Схема барабанного электросе-
банного электрического сена- паратора |[с отклоняющим электродом:
ратора коронирующие электроды; 2 — отклоня-
ющий электрод
параллельно образующим барабана натянуто несколько тонких про-
водников — коронирующих электродов 4. Над барабаном устано-
влена загрузочная воронка 2, а под барабаном приемный бункер
состоящий из нескольких отделений для приема продуктов обога-
щения. Для очистки барабана от налипающих частиц предусмотрена
вращающаяся щетка 1. Для создания коронного разряда, на коро-
нирующие электроды подается высокое напряжение. Осадительный
электрод заземлен.
Вращающимся барабаном материал из бункера подается в зону
коронного разряда. Минеральные зерна на поверхности барабана
получают заряд от потока ионов. Непроводящие частицы не раз-
ряжаются на барабане, удерживаются на его поверхности и раз-
гружаются в отделение III бункера. Проводящие частицы быстро
разряжаются и отрываются от барабана под действием электриче-
ских сил отталкивания и силы тяжести и попадают в отделение I
бункера. Полупроводящие частицы разгружаются в среднее отде-
ление II.
На траекторию оторвавшихся от барабана частиц может влиять
искажение электрического поля у поверхности барабана, возникающее
169
при установке дополнительного отклоняющего электрода (рис. 119),
на который подается высокое напряжение. В таком сепараторе
сочетается разделение в поле коронирующего разряда и отклонение
частиц в электростатическом поле.
В промышленных электрических сепараторах обычно компо-
нуется несколько барабанов, на которых производится основная се-
парация и перечистка одного из продуктов.
Электрическая сепарация применяется главным образом для
доводки некондиционных концентратов руд редких металлов (оло-
вянно-вольфрамовых, титано-циркониевых, тантало-ниобиевых и
др.). Она используется при обогащении керамического сырья,
стекольных песков, фосфоритов, слюд, алмазов и др.
Процессы разделения в поле коронного разряда применяются
также для обеспыливания (электрофильтры).
ГЛАВА XI
ПРОЧИЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Ручная и механизированная рудоразборка
Ручная* рудоразборка основана на различии в цвете, блеске
и форме разделяемых минералов. Например, уголь^отличается по этим
признакам от пустой породы. Ручную выборку пустой породы или
штуфных кусков руды из массы полезного ископаемого ведут рабо-
чие-выборщики, находящиеся у рудоразборного устройства. Ручную
рудоразборку ведут на ленточных конвейерах и рудоразборных
столах, а иногда на желобах пли грохотах. Рудоразборная лента
устанавливается чаще всего горизонтально. Ширина ленты не больше
1200 жж, скорость движения от 0,2 до 0,4 м!сек. Выборщики раз-
мещаются вдоль ленты на расстоянии 1,5—2 м друг от друга
с одной стороны, если ширина ленты не превышает 800 мм, и с двух
сторон, если лента имеет большую ширину. Толщина слоя движу-
щегося на ленте материала не должна превышать размера наиболь-
шего куска. Материал движется по ленте и выборщики руками
отбирают куски пустой породы или штуфной руды, сбрасывая их в
приемные вагонетки. Пустая порода направляется в отвал, а штуфные
куски руды присоединяются к концентрату. Оставшийся на ленте
материал транспортируется на следующие операции обработки.
Рудоразборные столы — горизонтальные, круглые, вращающиеся
вокруг вертикальной оси. Дека стола имеет форму диска или кольца.
В последнем случае выборщики размещаются как по внешней, так
и по внутренней окружности кольцевой деки.
С целью улучшения условий рудоразборки материал орошают
водой для удаления пыли с поверхности кусков и применяют спе-
циальное освещение, усиливающее различие в цвете и блеске ми-
нералов.
Ручная рудоразборка применяется к материалу крупностью
50—100 мм. Разборка более мелкого материала непроизводительна,
а более крупные куски тяжелы для ручной отборки.
Механизированная рудоразборка основана на различии в свето-
отражательной способности, в радиоактивных свойствах, в способ-
ности ослаблять проникающее излучение или светиться в пучке
рентгеновских лучей и т. п.
Для примера на рис. 120 изображена схема рентгено-люминес-
центного сепаратора, применяемого для выделения алмазов из
171
грубых концентратов, полученных при гравитационном обогащении
алмазосодержащего материала. Из бункера 1, грубый алмазный
Рис. 120. Схема рентгено-
люминесцентного сепаратора
для обогащения алмазов
концентрат вибратором 2, по кото-
рому материал движется мопослоем,
сбрасывается в воронку 3. Падая зерна
материала пересекают пучок рент-
геновских лучей 5, излучаемых рент-
геновской трубкой 4. При прохожде-
нии алмазных зерен через рентгенов-
ские лучи возникает люминесцентный
свет и в фотоумножителе 6 под дей-
ствием этого света возникает элек-
трический ток, заставляющий сраба-
тывать электромагнит 7, сердечник
которого приходит в движение и сдви-
гает влево воронку 3 к желобу для
алмазов. Алмазное зерно попадает в
накопитель 8. После прекращения тока
от фотоумножителя 6 воронка 3 пру-
жиной возвращается в нормальное
положение. При падении в воронку 3
неалмазных зерен импульса тока не
возникает и поток материала напра-
вляется в хвосты, проходя через кон-
трольное улавливание алмазов во вто-
рой воронке.
Производительность сепаратора в
зависимости от крупности питания
колеблется от 0,3 до 2,4 т/ч.
Механизированная рудоразборка применяется при обогащении
крупных классов угля, урановых и других радиоактивных руд, алмаз-
ных руд и известняков.
§ 2. Избирательное дробление и декрипитация
Обогащение избирательным дроблением основано на том, что
после измельчения ударом и истиранием одни минералы, легче
разрушающиеся, концентрируются в мелких классах, а другие,
труднее разрушающиеся, сосредотачиваются в крупных классах.
Рассев полученного таким образом материала позволяет разделить
минералы. Избирательным дроблением выделяют крупную породу
при обогащении горючих сланцев.
Декрипитация — растрескивание минералов при их нагревании
и быстром охлаждении. Способность к декрипитации проявляют
минералы с ясно выраженной спайностью, образующие крупные
кристаллы и существующие в нескольких аллотропических моди-
фикациях. К таким минералам относятся: барит, плавиковый шпат,
кальцит, некоторые слюды.
172
Грохочение материала после декрипитации позволяет отделить
минералы растрескавшиеся от минералов нерастрескавшихся.
Декрипитация не получила практического применения.
§ 3. Обогащение по трению и форме зерен
Характер поверхностей минеральных зерен и их форма опре-
деляют скорость движения зерен по наклонным поверхностям.
Зерно округлой формы будет катиться, преодолевая трение качения,
а зерно плоской формы сползать, преодолевая трение скольжения.
Рис. 121. Вибрационный сепаратор для сухого обогащения руды по трению;
1 — деда сепаратора с рамой, 2 — нижняя рама; з — пружинные опоры, 4 — привод
Округлые частицы будут двигаться с большей скоростью, чем плоские
зерна. Зерна с шероховатыми поверхностями должны сползать мед-
леннее зерен с гладкими поверхностями.
При скатывании по наклонной плоскости зерна с меньшим тре-
нием имеют большую скорость и, сойдя с плоскости, отлетают дальше
зерен, имеющих при движении меньшую скорость. Это явление
и используется для разделения минералов.
На рис. 121 изображен вибрационный сепаратор для разделения
полезных ископаемых, в котором используются различия в коэф-
фициентах трения скольжения, крупности и форме зерен. Сухой
измельченный материал подается на вибрирующую деку ниже ее
середины. Наклон деки регулируется в поперечном и продольном
направлениях. Округлые зерна с малым коэффициентом трения
скольжения скатываются вниз по наклону деки, а плоские частицы
с большим коэффициентом трения скольжения поднимаются по деке
вверх. Вибрационные сепараторы нашли некоторое применение
при обогащении асбестовых руд и при разделении абразивных по-
рошков.
ГЛАВА XII
ОБЕЗВОЖИВАНИЕ ПРОДУКТОВ ОБОГАЩЕНИЯ
§ 1. Назначение операций обезвоживания
Обогащение полезных ископаемых в большинстве случаев осу-
ществляется в водной среде. Обогатительные фабрики с мокрыми
процессами расходуют большое количество воды на технологические
цели. Вся технологическая вода распределяется по продуктам обо-
гащения, а поэтому они получаются сильно обводненными. Например,
флотационные концентраты могут содержать до 3 мА, а хвосты до
10 ж3 воды на 1 т твердого.
Продукты мокрого обогащения необходимо обезвоживать, т. е.
отделять от них воду. Концентраты обезвоживаются для того, чтобы
довести их влажность до кондиционных норм и исключить смерзание
при транспортировании в зимнее время. Промпродукты обезвожи-
ваются в том случае, когда необходимо удалить из них часть воды
перед последующей обработкой. Вода, выделенная из концентратов
и промпродуктов, присоединяется к хвостам или направляется в обо-
рот. Хвосты обезвоживаются с целью их складирования и получе-
ния оборотной воды, возвращаемой на фабрику для повторного
использования в технологическом процессе. Оборот воды имеет
большое значение для фабрик, расположенных в засушливых райо-
нах с ограниченными водными ресурсами, и для охраны естествен-
ных водоемов от загрязнения и заражения сточными водами, часто
содержащими токсичные примеси. Обезвоживание хвостов про-
изводится главным образом в хвостохранилищах. Иногда для этой
цели применяются сгустители больших размеров.
Способы обезвоживания и применяемые процессы зависят от круп-
ности и плотности твердой фазы, а также от содержания воды в про-
дукте обогащения.
Крупнозернистые продукты обезвоживаются легче, чем мелко-
зернистые, зерна большей плотности легче отделяются от воды,
чем менее плотные. Поэтому крупнозернистые материалы или пульпы,
содержащие твердую фазу большой плотности, можно обезвоживать
дренированием.
Мелкозернистые продукты, например флотационные концентраты,
обезвоживаются значительно труднее. Они сначала сгущаются,
затем фильтруются и некоторые из них подвергаются термической
сушке.
174
§ 2. Обезвоживание дренированием
Дренированием называется удаление воды
из зернистых продуктов естественной филь-
трацией под действием силы тяжести через
слой обезвоживаемого материала и пори-
стую перегородку. Дренирование производится в обезво-
живающих ковшовых элеваторах, на грохотах, в классификаторах,
в бункерах и на дренажных складах.
Обезвоживающие ковшовые элеваторы уста-
навливаются на отсадочных машинах, моечных желобах и зумпфах-
сборниках. В ковшах, находящихся выше уровня воды в кожухе,
жидкость фильтруется через материал и отверстия в его стенках.
Ось элеватора наклонена к горизонту под углом 60—70°. Стекающая
из верхних ковшей вода не должна попадать в нижние. Влажность
продуктов обезвоживания в ковшовых элеваторах колеблется от 9
до 30% и зависит от крупности продуктов и продолжительности
обезвоживания.
Обезвоживающие грохоты имеют щелевидные сита из
латунной или стальной нержавеющей проволоки трапециедального
сечения. Ширина щелей: 0,25, 0,5, 0,75 и 1 мм.
Неподвижные грохоты устанавливаются для предварительного
удаления воды перед обезвоживанием на подвижных грохотах.
Неподвижное обезвоживающее сито может быть плоским или дуго-
вым (см. рис. 14, а). Вода собирается под ситом и направляется
далее в технологический процесс, а материал передвигается по же-
лобу на подвижный обезвоживающий грохот. Для обезвоживания
применяются быстроходные качающиеся, вибрационные и резонанс-
ные грохоты.
На подвижных обезвоживающих грохотах материал часто под-
вергается дополнительной промывке водой для удаления с крупных
кусков шламистых и глинистых частиц, что снижает конечную влаж-
ность материала. Влажность крупных угольных концентратов после
обезвоживания на грохотах колеблется от 6 до 9%.
Обезвоживающие механические классифи-
каторы (см. рис. 22 и 23) имеют пониженную скорость вращения
спирали (или уменьшенное число ходов скребковой рамы) и больший
угол наклона корыта. Применяются для обезвоживания мелких
материалов с высокой плотностью. Обезвоживание происходит дре-
нированием песков при транспорте их по днищу выше уровня пульпы.
Иногда пески орошаются свежей водой для отмывки шламов. Влаж-
ность продуктов, обезвоженных в классификаторах, колеблется
от 15 до 25%.
Обезвоживающие бункера состоят из ряда желе-
зобетонных ячеек, каждая из которых имеет призматическую форму
с пирамидальной нижней частью с двумя или четырьмя выпусками
обезвоженного продукта. Число ячеек определяется производи-
тельностью по обезвоженному продукту и продолжительностью
175
обезвоживания. Влажный продукт загружается в ячейки бункера
и выдерживается в них в течение нескольких часов. Вода фильт-
руется через слой материала в бункере и удаляется через решетчатые
затворы. Влажность крупнокусковых концентратов за 4—8 ч
снижается с 12—18% до 5—10%; для обезвоживания мелкозернистых
концентратов требуется выдержка до 20—24 ч.
Дренажные склады — сооружения большой емкости.
Пульпа тяжелого мелкозернистого материала подается в отстойники
склада для удаления основной массы воды. Осадок отстойников
грейферным краном укладывается в штабель на наклонный бетонный
пол дренажной части склада. Вода из штабеля удаляется по дренаж-
ным канавам, проходящим в полу склада. На дренажных складах
обезвоживаются, например, железные концентраты до влажности
6-10%.
§ 3. Сгущение
Сгущением называются процессы обезво-
живания мелкозернистых пульп осаждением
взвешенных твердых частиц и удалением
жидкости в виде слива.
Для сгущения применяют:
пирамидальные отстойники, конусные сгустители, цилиндри-
ческие (радиальные) сгустители, шламовые отстойники, в кото-
рых осаждение зерен осуществляется под действием силы тяже-
сти;
гидроциклоны1 и осадительные центрифуги, в которых обезвожи-
вание происходит под действием центробежной силы.
При обезвоживании в отстойниках и сгустителях в верхних
слоях пульпы содержание твердого незначительное, а поэтому
частицы здесь осаждаются в условиях свободного падения со скорос-
тями, определяемыми их крупностью и плотностью.
В средних слоях вследствие возрастания концентрации твердого
происходит переход к условиям стесненного падения. Частицы осе-
дают всей массой, поэтому скорость осаждения уменьшается. В ниж-
них слоях концентрация твердой фазы достигает максимума (43—
44% по объему), а скорость осаждения становится практически
равной нулю. В этих слоях осадок уплотняется и из него давлением
вышележащих слоев вверх выжимается вода.
Для ускорения осаждения тонких частиц добавляют специальные
реагенты-коагулянты: известь, серную кислоту, хлористый каль-
ций, хлористое железо, полиакриламид и др.
Пирамидальные отстойники и конусные
сгустители (сгустительные воронки)1 2 предназначены для обез-
воживания крупнозернистых пульп. В сливе этих аппаратов круп-
ность твердых частиц составляет до 0,1 ^м.
1 Описание гидроциклонов см. главу IV, § 6.
2 Конусные сгустители см. главу IV, § 4.
176
Пирамидальный отстойник (рис. 122) представляет собой железо-
бетонный сосуд, в донной части которого устроены пирамидальные
ячейки с центральными отверстиями, патрубками и выпускными
кранами. Исходная пульпа заполняет сосуд и движется по нему
от места загрузки к сливному порогу, через который удаляется вода.
Твердые частицы оседают, скапливаются в пирамидальных ячейках
и выпускаются через выпускные краны в сборный желоб.
Цилиндрические (радиальные) сгустители
предназначены для сгущения мелкозернистых пульп. В сливе сгу-
стителей теряются твердые частицы крупностью не более 0,005—
0,01 мм. Сгущенный материал содержит твердого 50—60%.
Цилиндрические сгустители бы-
вают с центральным приводом (диа-
метром не более 25 м) и с перифери-
ческим приводом (диаметром не
s
Рис. 122. Пирамидальный от- Рис. 123. Стуститель с центральным
стойник приводом
Сгущенный продукт
менее 15 м). Сгуститель с центральным приводом (рис. 123) представ-
ляет собой открытый железобетонный или металлический цилиндриче-
ский чан 1 с коническим днищем 7 (угол наклона к горизонту 6—
12°). По вертикальной оси чана расположен вал 2, вращающийся
в подшипниках, установленных на ферме, опирающейся на борта
сгустителя. На нижнем конце вала укреплена крестовина 4 с греб-
ками. Лапы 3 крестовины установлены параллельно днищу сгусти-
теля, а гребки расположены так, чтобы при вращении вала осевший
материал подгребался к разгрузочному отверстию в центре сгу-
стителя. Исходный материал транспортируется по желобу или трубе
в цилиндрический приемник 5, расположенный в центре сгустителя.
Нижний открытый конец приемника, через который пульпа посту-
пает в чан сгустителя, погружен под уровень воды до горизонта
свободного падения частиц. В чане пульпа растекается по радиаль-
ным направлениям от центра к бортам. При этом твердые частицы
осаждаются, а вода сливается в кольцевой желоб 6 через бортовую
12 Заказ 1908
177
кромку. Сгущенный продукт по трубопроводу по мере накопления
или непрерывно откачивается диафрагмовым (центробежным) на-
сосом 8. Конструкцией предусмотрено устройство для поднятие
вала с гребковой крестовиной при остановках и перегрузках сгусти-
теля.
Сгуститель с периферическим приводом
(рис. 124) имеет железобетонный чан 1 с центральной колонной.
Гребковая рама 4 монтируется на ферме 2, один конец которой опи-
рается на тележку 6 приводного механизма, а другой — на шарико-
вый подшипник 5, установленный на центральной колонне 3. Те-
лежка движется по направляющему рельсу 7, уложенному по борту
сгустителя, и вращает ферму вокруг центральной колонны. Подача
исходной пульпы и удаление продукта сгущения происходит так же,
Рис. 124. Сгуститель с периферическим приводом
как у сгустителей с центральным приводом. Сгустители с перифери-
ческим приводом сооружаются диаметром до 100 м.
Производительность сгустителей по сливу зависит от площади
зеркала пульпы в сгустителе и от скорости осаждения твердых
частиц максимального размера, уходящих со сливом. Обычно про-
изводительность выражается удельной поверхностью осаждения,
т. е. в квадратных метрах поверхности сгустителя, необходимой
для осаждения 1 т твердого в сутки. При обезвоживании флота-
ционных концентратов этот показатель колеблется от 0,4 до 4 ж3
на 1 т твердого в сутки.
Шламовые отстойники сооружают для выделения
твердой фазы из пульп очень малой плотности, обезвоживание ко-
торых требует длительного времени даже при использовании коагу-
лянтов. Чаще всего они применяются на углеобогатительных фаб-
риках. Шламовые отстойники представляют собой большие бассейны
обычно прямоугольной формы с бетонированными стенками и дном,
имеющим небольшой уклон в сторону слива осветленной воды. Про-
дольные стенки разделяют бассейн на несколько (не менее трех) секций,
заполняемых поочередно. Одна секция заполняется пульпой, в дру-
гой идет осаждение, а из третьей выгружаются обезвоженные шламы.
Из секции, в которой осаждаются шламы, осветленная вода отка-
178
чивается насосами. Шламы из третьей секции грейферным краном
переносятся на дренажную площадку для дополнительного обезво-
живания.
§ 4. Фильтрование
Фильтрованием называются процессы
обезвоживания пульп путем отделенияводы
от твердых частиц на пористых перегород-
ках. По сторонам пористой перегородки создается разность давле-
ний. Пульпа стремится переместиться из области повышенного да-
вления в область пониженного давления, т. е. пройти через пористую
перегородку. Твердые частицы задерживаются и образуют на пере-
городке слой осадка, а вода проходит (фильтруется) через слой
осадка и перегородку.
В качестве пористых перегородок применяют технические хлоп-
чатобумажные и шерстяные ткани, а также ткани из синтетических
материалов или металлические сетки с ячейками размером 0,1 —
0,2 мм.
Перепад давлений по обе стороны фильтрующей перегородки
можно создать двумя способами:
1. Подачей пульпы на перегородку под давлением выше атмосфер-
ного. При этом в камере по другую сторону перегородки поддержи-
вается атмосферное давление.
2. Подачей пульпы на перегородку при атмосферном давлении,
а в камере за перегородкой создается вакуум.
Аппараты для фильтрования пульп, основанные на первом прин-
ципе, называются фильтрпрессами, а на втором — в а -
к у у м-ф ильтрами. На обогатительных фабриках применяются
в основном непрерывно действующие вакуум-фильтры.
По конструкции вакуум-фильтры разделяются на барабанные
с внешней и внутренней фильтрующей поверхностью, дисковые,
план-фильтры, ленточные и фильтры-сгустители.
Принцип действия барабанных вакуум-фильтров можно уяснить
из схемы, показанной на рис. 125. На барабан (диск, тарель, ленту),
имеющий на поверхности ребра, на которых закреплена решетка,
натягивается фильтровальная ткань. Поверхность барабана, ребра
и ткань образуют не сообщающиеся между собой камеры, соединен-
ные трубами с распределительной головкой фильтра. Последняя
при вращении барабана соединяет камеры последовательно с ва-
куумной или и воздуходувной установками.
Камеры, расположенные в секторах А и Б, соединены с вакуум-
ной установкой и в них создается разрежение, а в камерах, зани-
мающих секторы В и Г, соединенных с воздуходувной установкой, —
давление выше атмосферного. При вращении барабана камеры про-
ходят по всем секторам. Исходная пульпа подается в ванну под ба-
рабан. Перелив пульпы создает постоянство уровня ее в ванне
и постоянство глубины погружения барабана. Пульпа в ванне
фильтра непрерывно перемешивается. В камерах сектора А,
12*
179
погруженных в пульпу, создается вакуум. В этих камерах образуется
осадок, а вода (фильтрат) проходит через поры ткани и удаляется
из камер по трубам к распределительной головке и далее в ресивер
вакуум-насоса. Сектор А называется зоной набора осадка. В камерах
сектора Б поддерживается также пониженное давление. Через оса-
док и ткань в этом секторе просасывается воздух, увлекающий
с собой остатки влаги из осадка. Сектор Б называется зоной под-
сушки осадка. В камерах сектора В воздуходувка поддерживает
давление выше атмосферного; воздух устремляется через ткань
Рис. 125. Схема барабанного вакуум-фильтра с внеш-
ней фильтрующей поверхностью:
А — зона набора осадка, В — зона подсушки; В — зона отдув-
ки, Г — зона продувки ткани, 1 — ванна фильтра, 2 — мешал-
ка, з — барабан фильтра, 4 — подача пульпы, 5 — нож для
съема кека (осадка)
из камер в атмосферу, приставший осадок отдувается от ткани и сни-
мается разгрузочным ножом. Сектор В называется зоной отдувки
осадка. В камерах сектора Г давление поддерживается выше атмос-
ферного. Воздух, проходящий через ткань, прочищает поры, вы-
дувая застрявшие в них частицы. Сектор Г называется зоной про-
дувки.
Схема устройства и принцип действия распределительной го-
ловки вакуум-фильтров показаны на рис. 126.
Шайбы 2 (постоянная) и 3 (сменная), в отверстиях которых
заканчиваются трубы 7, идущие от фильтрующих камер, вращаются
вместе с барабаном фильтра. Они крепятся к пустотелому валу 1
четырьмя шпильками. Сменная шайба 3 скользит по внутренней по-
верхности распределительной головки 4, имеющей кольцевую вы-
точку, разделенную передвижными вкладышами на части, и три
180
сквозных отверстия. Распределительная головка 4 прижимается бол-
том 5 с пружиной 6 к шайбе 3. На внешней поверхности головки
Ряс 126. Схема устройства распределительной головки вакуум-
фильтра
имеются два патрубка 8 и 9, соединенных с кольцевой выточкой вну-
тренней стороны, и три патрубка 10,11 и 12 на сквозных отверстиях.
Патрубки 8 и 9 кольце-
вой выточки соединены с ва-
куумной установкой, а па-
трубки 10, 11 и 12 — с воз-
духодувкой. При вращении
барабана трубы 7 последо-
вательно проходят то по
кольцевой выточке, то по
трем сквозным отверстиям,
вследствие чего в фильтру-
ющих камерах создается или
вакуум, или повышенное да-
вление. Фильтрат удаляется
через патрубок 8.
На рис. 127 показана
схема барабанного ваку-
ум-фильтра с внутренней
фильтрующей поверхностью.
Пульпа поступает в бара-
бан непосредственно на
фильтрующую поверхность.
Избыток ее сливается через
кольцевой порог. Под дей-
ствием силы тяжести на
фильтровальную ткань вна-
Рис. 127. Схема барабанного вакуум-
фильтра с внутренней фильтрующей по-
верхностью:
А — зона набора осадка, Б — зона подсушки;
В — зона отдувки осадка, Г — зона продувки
ткани, 1 — барабан фильтра; 2 — подача пульпы;
3 — конвейер для удаления кека (осадка)
чале осаждаются наиболее крупные частицы, а затем мелкие.
Такая структура осадка в барабанных фильтрах с внутренней
фильтрующей поверхностью ускоряет фильтрование воды.
181
Вакуум-фильтры этого типа изготовляются с фильтрующей поверх-
ностью до 40 л2.
На рис. 128 показан дисковый вакуум-фильтр. Число дисков
может доходить до 12. Диски составляются из двенадцати деревянных
Рис. 128. Дисковый вакуум-фильтр:
А — зона набора осадка; Б — зона подсушки, В — зона отдувки; 7 — ванна фильтра, 2 —
диски фильтра; 3 — секторы дисков, 4 — полый вал с продольными каналами, 5 — головка
фильтра; 6 — ножи для съема кека; 7 — уровень пульпы, 8 — труба фильтра
или металлических секторов. Деревянные секторы имеют рифле-
ную поверхность, а металлические — пустотелые с перфорирован-
Рис. 129. Схема фильтровальной
вакуум-установки:
I —вакуум-фильтр; 2— ресивер ва-
куум-насоса; з — центробежный на-
сос; 4 — сборник фильтрата; 5 —
вакуум-насос; в — ловушка для фильт-
рата; V — трубопровод для фильтрата
ной поверхностью. Каждый сектор
обтягивается фильтровальной тканью
и представляет собой самостоятель-
ный фильтрующий элемент. Вну-
тренняя полость рубашки из фильт-
ровальной ткани является фильтру-
ющей камерой. Диски радиальными
спицами закрепляются на полом
валу фильтра, а фильтрующие ка-
меры через входящие в отверстия
в боковой поверхности полого вала
патрубки соединяются с одним из
двенадцати 'продольных каналов,
сделанных в полом валу. К обоим
торцам полого вала прижаты распре-
делительные головки, подключа-
ющие каналы полого вала и фильт-
рующие камеры попеременно с
вакуумной установкой и воздухо-
дувкой. Пульпа подается в ванну
фильтра, осадок удаляется отдувкой
и ножевым устройством.
182
Дисковые вакуум-фильтры изготовляются с фильтрующей по-
верхностью до 80 ж2.
На рис. 129 изображена схема фильтровальной вакуум-уста-
новки. Фильтрат с фильтра поступает в ресивер, из которого
, пУльпа м
_ ££*______и
вода
----------М
/5
л ввтоматический
и клапан
►о Обратный клапан
Ч 5
Рис. 130. Автоматический фильтрпресс с горизонтальными камерами:
а — схема пресса; б—разрез фильтровальных камер (вид по стрелке Л); 1 — фильтру-
ющие плиты; 2 и 3 — верхняя и нижняя опорные плиты; 4 — щелевидное сито; 5 — днище
камеры фильтрующей плиты; в — резино-тканевый шланг; 7 — лента фильтровальной ткани;
8 — патрубок для удаления фильтрата; 9 — патрубок для ввода фильтруемой пульпы; 10 —
Устройство для съема осадка; 11 и 13 — электродвигатель и редуктор привода ленты филь-
тровальной ткани; 13—промывочное устройство для прочистки фильтровальной ткани;
14 — электродвигатель и насос для подачи воды в резино-тканевые уплотнительные шланги;
15 — натяжное устройство
откачивается насосом в сборник. Ловушка не допускает попадания
фильтрата в вакуум-насос. Вода из ловушки по самотечной трубе
сливается в сборник фильтрата. Высота между нижней частью ло-
вушки и уровнем жидкости в сборнике фильтрата должна быть
больше 10,5 м, чтобы исключить возможность засасывания воды
из сборника в ловушку.
183
Вакуум-фильтры работают при вакууме 300 —650 мм рт. ст.;
избыточное давление при отдувке осадка 0,4—0,7 ати. Расход
воздуха: при создании вакуума 0,4—2 m^Imuh и при отдувке 0,05—
0,5 м^/мин на 1 л2 фильтрующей поверхности (объем воздуха при-
веден к атмосферным условиям). Удельная производительность 0,1 —
1 m/ч на 1 м2 фильтрующей поверхности. Влажность осадка, сни-
маемого с фильтров, составляет 9—14%.
Фильтрпрессы на обогатительных фабриках имеют ограничен-
ное применение. Применяются они в химической промышленности
для фильтрования тонкодисперсных пульп.
На рис. 130 изображена схема устройства автоматического ка-
мерного фильтрпресса, который (как показали испытания) может
быть применен на углеобогатительных фабриках. Фильтрпресс
собирается из фильтрующих плит, укладываемых одна на другую
и скрепляемых стяжками. Каждая фильтрующая плита представляет
собой невысокую камеру с слабоконическим сплошным днищем и верх-
ней крышкой в виде сита с щелевидными отверстиями. Для уплот-
нения пространства, образующегося между фильтрующими плитами
при сборке фильтрпресса, по периметру плит укладывают резино-
тканевые шланги. Бесконечная лента фильтровальной ткани, ко-
торая может зигзагообразно перемещаться на роликах, размещается
на каждой фильтровальной плите поверх щелевидного сита.
Цикл фильтрования начинается с заполнения уплотнительных
шлангов водой. Затем в пространство между фильтрующими пли-
тами подается пульпа под давлением 5—6 ат. Вода фильтруется
через ткань и отверстия щелевидного сита внутрь камеры фильтру-
ющей плиты, откуда фильтрат удаляется. Образовавшийся на филь-
тровальной ткани осадок промывается (если это необходимо) и под-
сушивается продувкой через него сжатого воздуха. После этого
выпускается вода из уплотнительных шлангов и фильтроткань при-
водится в движение для выгрузки осадка, который снимается ножом
при огибании направляющего ролика. Затем цикл повторяется,
§ 5. Центрифугирование
Центрифугированием называются про-
цессы обезвоживания тонких продуктов
с использованием центробежной силы для
удаления воды.
Схемы центрифуг изображены на рис. 131. Конический ротор
с сетчатой (перфорированной) или сплошной боковой поверхностью
вращается с большой скоростью вокруг своей оси. Центрифуги
с сетчатым ротором называются фильтрующими и преимущественно
применяются для обезвоживания мелких угольных концентратов,
предварительно обезвоженных в ковшовых элеваторах или на гро-
хотах. Загруженный внутрь вращающегося ротора материал центро-
бежной силой прижимается к сетчатой поверхности ротора и образует
осадок, медленно сползающий вниз. Вода под действием той же силы
184
фильтруется через осадок, проходит через отверстия сетки и уда-
ляется через сливные патрубки.
Центрифуги со сплошным ротором называются осадительными
и применяются для обезвоживания жидких пульп. Обезвоживаемый
продукт через окна в барабане, на внешней поверхности которого
Рис. 131. Схемы центрифуг:
а — фильтрующей; б — осадительной
укреплена шнековая спираль, центробежной силой выбрасывается
в ротор центрифуги и прижимается к сплошной боковой стенке ро-
тора. Вода выжимается из осадка, сливается через отверстия в боль-
шой торцовой крышке ротора и удаляется по сливному патрубку.
Осадок шнеком перемещается по стенке ротора к другой торцовой
крышке и удаляется через отверстия в боковой поверхности в раз-
грузочную воронку. Ротор осадительной центрифуги и шнек вра-
щаются в одну сторону, но с разной скоростью. Роторы центрифуг
обоих типов закрыты кожухом.
185
На рис. 132 изображена схема вертикальной фильтрующей центри-
фуги с вибрационной выгрузкой осадка. Конический ротор центри-
фуги, обращенный большим основанием вверх, помимо вращения вок-
руг вертикальной оси совершает колебательные движения высокой
частоты и малой амплитуды вдоль оси ротора. Исходный материал
поступает в нижнюю часть вращающегося и колеблющегося ро-
тора. Центробежной силой материал распределяется по внутренней
поверхности ротора ровным слоем. Вода фильтруется через слой
осадка и продольные щели в стенке ротора, после чего удаляется
по сливной трубе. Осадок под действием продольных вибраций
Исходный уголь
уголь
Рис. 132. Схема вертикальной вибрационной
/ фильтрующей центрифуги:
1 — загрузочное устройство; 2 — ротор; 3 — труба для
отвода фугата; 4 — наружный кожух центрифуги; 5 —
внутренний -конус ротора; 6 — вибровозбудитель; 7 —
привод вибровозбудителя; 8 — шкив привода ротора;
9 — амортизаторы
движется по стенке ротора вверх и разгружается через верхний
край ротора.
Фильтрующие центрифуги при обезвоживании угольных кон-
центратов крупностью —13 + 0 мм и влажностью 15—30% выдают
продукт с влажностью 8—10% и имеют производительность 30—
40 тп)ч по твердому.
Осадительные центрифуги при обезвоживании угольных шламов
крупностью —1 + 0 мм выдают осадок влажностью 16—18?^
при производительности 40—60 тп/ч по твердому.
§ 6. Сушка
Сушкой называются процессы обезвожи-
вания материала посредством испарения
воды при нагревании.
186
Сушке подвергаются концентраты тогда, когда другими про-
цессами обезвоживания невозможно снизить влажность до устано-
вленной нормы. В сушку направляют концентраты, уже обезвожен-
ные после сгущения и фильтрования. Иногда сушке подвергают
материалы перед их обогащением, например перед пневматическим
обогащением, электростатическим обогащением и др.
На обогатительных фабриках в настоящее время применяются
барабанные сушилки и трубы-сушилки; ведутся опытно-конструктор-ч
ские работы по созданию сушильных аппаратов в кипящем слое.
Барабанная сушилка (рис. 133) состоит из барабана
с насаженными на него бандажами, которыми он опирается на ро-
лики. Барабан вращается вокруг своей оси; привод осуществляется
от электродвигателя через редуктор и зубчатую передачу на укреп-
ленный на барабане зубчатый венец. Ось барабана наклонена к го-
ризонту под углом от 1 до 5° в сторону разгрузки сухого материала.
Возможное продольное смещение барабана устраняется упорными
роликами. Исходный материал загружается по желобу внутрь
барабана в загрузочном его конце, где устанавливается кольцо,
препятствующее просыпанию продукта. На противоположном конце
барабана высушенный материал разгружается. Здесь имеется под-
порное устройство для увеличения заполнения барабана. Внутри
барабана устраиваются насадки для лучшего перемешивания ма-
териала и заполнения барабана. Загрузочный конец барабана при-
мыкает непосредственно к топке со смесительной камерой, разгру-
зочный — входит в разгрузочную камеру, из которой выводится
вытяжная труба. В топке сжигается топливо. Образовавшиеся
горячие газы вентилятором, установленным в вытяжной трубе
сушилки, засасываются в барабан и движутся вдоль его оси. Материал
при вращении барабана поднимается насадками, пересыпается вниз
и движется в потоке горячих газов в одном направлении с ними.
При этом он нагревается и содержащаяся в нем влага испаряется.
Образовавшиеся пары воды удаляются из сушилки вместе с отрабо-
танными газами. Газы, уходящие из сушилки, выносят много мел-
кого материала, а поэтому их перед выбросом в атмосферу обязательно
подвергают очистке.
Барабанные сушилки можно применять для сушки любых ма-
териалов независимо от их крупности и начальной влажности. Су-
шилки изготовляются диаметром от 0,5 до 3,5 м и длиной от 2,5
до 27 м. Напряжение объема барабана по влаге составляет от 50
до 95 кГ/м3 • ч', расход тепла — от 850 до 1000 ккал на 1 кг испаренной
воды.
Трубы- сушилки широко применяются на углеобогатитель-
ных фабриках для сушки концентратов не крупнее 13—15 мм. Их
можно применять также для сушки мелких концентратов, получен-
ных при обогащении других полезных ископаемых.
На рис. 134 изображена схема установки трубы-сушилки.
Топка непосредственно соединена с вертикальной трубой. Горячие
газы, образующиеся в топке при сгорании топлива, поступают в
187
ШИН ШИММ-
Рис. 133. Барабанная сушилка:
а — общий вид; б — схемы насадок, 1 —
сушильный барабан; 2 •— бандаж; 3 — вен-
цовая шестерня; 4 — катковая опора; 5 —
упорный ролик, в — малая приводная ше-
стерня; 7 — фундамент для рамы привода,
в — внутренняя насадка; 9 — загрузочный
желоб; 10 — электродвигатель; н ~ редук-
тор; 12 — муфта сцепления, 13— уплотнение
барабана, 14 — разгрузочная камера
трубу. Вентилятор создает в трубе восходящий поток газов, скорость
которого должна быть достаточной для подъема самых крупных
кусков высушиваемого материала. Исходный материал подается
питателем в нижнюю часть трубы, подхватывается восходящим по-
током горячих газов и движется с этим потоком вверх. При непосред-
ственном контакте горячих газов с материалом происходит нагре-
вание его и испарение содержащейся в нем влаги. Газовый поток
Рис. 134. Схема установки трубы-сушилки:
1 — бункер топлива; 2 — топка, 3 — каналы для подвода
воздуха в топку; 4 — труба-сушилка, 5 — бункер для сырого
материала; 6 — конвейер подачи сырого материала; 7— тарель-
чатый питатель; 8 — питатель-забрасыватель; 9 — циклон;
10 — батарейный циклон; 11 — мокрый пылеуловитель, 12 —
дымосос-вентилятор; 13 — выхлопная труба, 14 — клапаны-
мигалки для выдачи высушенного материала
направляется в циклон. В нем выделяется основная масса высушен-
ного материала, а отработанные газы с парами испаренной воды
подвергаются очистке и выбрасываются в атмосферу или частично
возвращаются в процесс сушки. Крупные окомкованные частицы
Материала, которые не могут быть вынесены газовым потоком, па-
дают вниз и шнеком, установленным в основании трубы, выводятся
из сушилки. Трубы-сушилки изготовляются диаметром от 650
до 1200 длиной от 14 до 35 м. Напряжение по влаге в зависи-
мости от свойств сушимого материала составляет 250—290 кг/м^-ч.
ГЛАВА XIII
ПЫЛЕУЛАВЛИВАНИЕ
§ 1. Сухие пылеуловители
Пылеулавливанием называются процессы
улавливания пыли в местах ее образования
отсосом вытяжной вентиляцией с после-
дующим выделением твердо it фазы из потоков
воздуха или газов.
Воздух или газы, очищенные от пыли, чаще всего выбрасываются
в атмосферу; иногда осуществляется полный или частичный обо-
рот газов.
Промышленной пылью называется пыль с размером
твердых частичек от 0,001 до 0,1 мм. Частицы пыли в воздухе или
газе могут находиться длительное время во взвешенном состоянии.
В спокойной среде они оседают с постоянной скоростью, опреде-
ляемой законом Стокса. Содержание твердого в запыленном воздухе
контролируется весом пыли в единице объема воздуха (лге/лг).
Потоки запыленного воздуха или газа на обогатительных фабри-
ках возникают в результате технологических операций (пневмати-
ческого обогащения, сушки, пневматического транспорта, сухого
измельчения и грохочении и т. п.), а также при отсосе пыли из укры-
тий пылящего оборудования, при перегрузке сухого зернистого
материала и т. п.
Способы пылеулавливания, применяемые на обогатительных фаб-
риках, разделяются на механические и электрические. К механиче-
ским относятся способы, использующие силу тяжести, инерцию
быстродвижущихся частиц, центробежную силу, фильтрование через
пористые перегородки и орошение запыленного воздуха водой.
Выбор способа пылеулавливания зависит от свойств и ценности
улавливаемой пыли, необходимой степени очистки воздуха, темпе-
ратуры очищаемого воздуха и т. д.
Осадительные камеры предназначены для выделения
из потоков запыленных газов крупной пыли (частицы более 100 лек).
Поток газа, попадая из воздуховода в осадительную камеру, сече-
ние которой больше сечения воздуховода, резко уменьшает скорость
и частицы пыли под действием силы тяжести осаждаются вниз, скап-
ливаются в приемниках и разгружаются. Очищенный от крупной пыли
воздух уходит из камеры в следующую операцию пылеулавливания.
190 -
Циклоны предназначены для выделения пыли крупнее 10 мк.
Корпус циклона (рис. 135) делается сварным из листовой стали.
Верхняя часть корпуса цилиндрическая, нижняя — коническая.
Запыленный воздух подается
сательной к внутренней по-
верхности цилиндрической
части корпуса с большой
скоростью (до 25 м/сек). Вну-
три циклона создается поток
в циклон по подводящей трубе по ка-
Рис. 136, Батарейный циклон:
а — разрез и план циклона, б — общий вид
элемента, 1 — кожух, 2 — крышка кожуха;
з — бункер для пыли, 4 — циклонные элемен-
ты, 5 — герметичные перегородки
ВытаЗ ачисиеннога
Рис. 135. Схема циклона:
1 — цилиндро-коническая камера; г —
-выхлопная труба; 8 — патрубок^для
разгрузки пыли
газа, движущийся по стенкам корпуса по винтовой линии сверху
вниз. Частицы пыли под действием центробежной силы прижима-
ются к стенкам, теряют скорость и опускаются вниз и разгружаются
через нижнюю насадку в конической части корпуса. Очищенный
от пыли воздух поднимается вверх, вращаясь вокруг вертикальной
оси корпуса, и удаляется через верхнее отверстие в цилиндрической
части корпуса.
Батарейные циклоны предназначены для выделения
.пыли крупнее 10 мк. Они представляют собой конструкцию,
191
соединяющую в один агрегат несколько циклонов небольшого диамет-
ра, называемых элементами (рис. 136). Диаметр элементов составляет
от 40 до 250 мм. Запыленный воздух из подводящей трубы, заполнив
камеру между герметичными
перегородками, устремляется в
циклонные элементы или через
щель в цилиндрической части
элемента, или параллельно вер-
тикальной оси элемента, но
через направляющий аппа-
рат, придающий потоку возду-
ха вращательное движение.
Уловленная пыль разгружается
из элементов вниз, в пирами-
дальный приемник, а очищен-
ный воздух через выхлопные
трубы из элементов поступает
вверх, в камеру над верхней
герметичной перегородкой, и
удаляется по отводящей
трубе.
Рукавные фильтры
обеспечивают степень очистки
запыленного воздуха до 99%.
Чаще всего их применяют для
окончательной очистки воздуха
после циклонов, а на асбесто-
вых фабриках — для очистки
в один прием. Не рекомендует-
ся устанавливать рукавные
фильтры для очистки газов из
сушильных установок.
Рукавный фильтр предста-
вляет собой камеру, разделен-
ную герметичным перегород-
ками на секции.
На рис. 137 изображена схе-
ма секции рукавного фильтра.
Фильтрующие элементы 1 в
виде рукавов из пористой тка-
Рис. 137. Схема секции рукавного ни увешены к встряхива-
фильтра ющему механизму 2. Запы-
ленный воздух подается через
патрубок 3 в пылевой бункер 4, перекрытый сверху герметичной пли-
той 5. В этой плите имеются отверстия с патрубками, на которых
скобами-обручами 6 закрепляются фильтрующие рукава нижней
открытой частью. Секция с рукавами соединена через патрубок 7
с вентилятором, отсасывающим через рукава запыленный воздух
192
из пылевого бункера.гПыль задерживается на внутренней поверхности
рукавов, а очищенный воздух выбрасывается в атмосферу. Перио-
дически посредством клапана 8 секция отключается от вентилятора,
рукава встряхиваются механизмом 2 и осевшая на них пыль осы-
пается в пылевой бункер, откуда удаляется шнеком 10. В это же
время в секцию через патрубок 9 подается сжатый воздух для про-
дувки ткани.
Диаметры фильтрующих рукавов 150—500 мм, длина от 2,2
до 9 м.
§ 2. Электрофильтры
Электрофильтры предназначены для улавливания пыли крупнее
0,1 мк. Коэффициент полезного действия (к. п. д.) электрофильтров
составляет около 99%.
Рис. 138. Схема горизонтального пластинчатого электрофильтра:
а — разрез электрофильтра, б — взаимное расположение электродов
На рис. 138 изображена схема горизонтального пластинчатого
электрофильтра. В железобетонной или стальной камере 1 устано-
влены осадительные электроды 2 в виде пластин. В зазорах между
пластинами размещены коронирующие электроды 3, представляющие
собой систему параллельных проволок, натянутых на специальную
рамку. Осадительные электроды заземляются, а коронирующие
соединяются с источником постоянного электрического тока вы-
сокого напряжения (до 60 тыс. в). В неоднородном электрическом
поле, создаваемом между пластинами и проволочными электродами,
под действием высокого напряжения возникают коронные разряды.
Вокруг коронирующих электродов появляется слабое свечение
13 За аз 1908
193
(корона). Запыленный газ поступает в камеру электрофильтра и про-
ходит между пластинами. Ионизированные молекулы газа заряжают
пылинки отрицательным зарядом, что вызывает притяжение частиц
к положительному пластинчатому электроду. Пыль, осевшая на пла-
стинах, при встряхивании электрода падает в приемник, откуда
разгружается через специальный выпуск, а очищенный газ удаляется
в атмосферу или направляется в следующую операцию пылеулавли-
вания. Газ просасывается через электрофильтр вентилятором.
12 3
Шламиг
Рис. 139. Пенный пылеуловитель:
1 — корпус аппарата; 2 — решетьа; з — бун-
кер; 4 — приемная коробка, 5 — подвод га-
вов; 6 — сливная коробка; 7 и 8 — патрубки;
Р — порог, 10 — отверстие для выхода газов
§ 3. Мокрые пылеулавители
Мокрые пылеуловители применяются на обогатительных фаб-
риках для окончательной очистки газов, удаляемых из сушильных
барабанов. Эти пылеуловители очищают газы от весьма тонкой пыли.
Уловленная пыль, смешиваясь
с водой, образует шламы, ко-
торые или направляются в обо-
рот, или обезвоживаются в шла-
мовых отстойниках.
Скруббер с насад-
ка м и. Прямоугольная или
цилиндрическая башня высотой
около 10 м изготовляется из
листовой стали. В верхней ча-
сти имеется бак, из которого
брызгалами подается вода
внутрь корпуса. По высоте
башни устанавливаются насад-
ки из деревянных брусьев
и реек. Верхняя насадка рав-
номерно распределяет стека-
ющую воду по сечению башни.
Средняя насадка, по всей по-
верхности орошаемая стека-
ющей водой, служит для улавливания пыли из потока газа.
Нижняя насадка равномерно распределяет очищаемый газ по сече-
нию скруббера. Газ поступает через входное отверстие внизу башни
и движется вверх навстречу струям воды. В средней насадке
частицы пыли смачиваются и вместе с водой стекают в нижнюю
пирамидальную часть скруббера, откуда отводятся по трубопрово-
дам. Очищенный газ через выхлопную трубу удаляется в атмосферу.
Степень очистки газа в скрубберах достигает 98%. Расход воды от 5
до 20 м9/ч на 1 м2 сечения скруббера. Скорость движения газа
1,2 м!сек.
Пенный пылеуловитель изображен на рис. 139.
Металлический корпус разделен на два отделения горизонталь-
ной дырчатой перегородкой. В верхнее отделение подается вода
с таким расчетом, чтобы на дырчатой перегородке (решетке) оста-
194
вален слой ее толщиной 20—50 мм, а остальная часть стекала бы стру-
ями вниз. Запыленный газ подается под решетку и движется вверх
навстречу струям воды. На решетке при прохождении газовым пото-
ком слоя воды образуется слой пены толщиной 100—200 мм, в кото-
ром задерживаются частицы пыли. Очищенный газ уходит через
отверстие вверху аппарата, а уловленная пыль вместе с водой уда-
ляется через нижнее шламовое отверстие и частично через боковое
отверстие с переливом пены.
Эти аппараты улавливают частицы до 3 мк. Скорость движения
газа в аппарате до 3,5 м/сек. Расход воды от 0,25 до 1 л3 на 1000 мэ
запыленного газа.
13*
ГЛАВА XIV
КОНТРОЛЬ И ОПРОБОВАНИЕ
НА ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИКАХ
§ 1. Назначение контроля и опробования
Регулирование технологического процесса обогащения и упра-
вление работой обогатительных фабрик требуют систематического
контроля за качеством и количеством исходного сырья, промпро-
дуктов, концентратов и хвостов, а также контроля за величиной
всех параметров, определяющих ход процесса.
Качество продуктов на обогатительных фабриках характеризуется
содержанием ценных компонентов и примесей, влажностью и гра-
нулометрическим составом. К параметрам, влияющим на ход про-
цесса обогащения, относятся: гранулометрический состав продуктов,
плотность пульпы, содержание твердого в пульпе, сливах и газах,
pH жидкой фазы пульпы, температура воды и пульпы, качество
реагентов и их расход и т. п.
Результаты контроля позволяют:
определять качество всех продуктов на фабрике;
регулировать все операции обогащения исходного сырья на фаб-
рике и вести их в оптимальных режимах;
вычислять технологические показатели (выход, извлечение, эф-
фективность) отдельных операций, а также работы всей фабрики;
составлять технологические и товарные балансы по руде и цен-
ным компонентам.
Для определения качества продуктов обогащения и большинства
параметров технологического процесса необходимо проводить опро-
бование продуктов, т. е. отбирать от них пробы, подготовлять
эти пробы к исследованию и выполнять анализы. Для этого требуется
определенный промежуток времени. Поэтому результаты опробования
характеризуют не тот материал, который обрабатывается в данный
момент, а тот, который находился в процессе при отборе проб. Сле-
довательно, полученные результаты для оперативного регулирования
процесса можно использовать только тогда, когда между отбором
проб и получением результатов проходит небольшое время.
Контроль для регулирования процесса необходимо вести непре-
рывно, анализируя нужные продукты и определяя параметры непо-
средственно в фабричных условиях. Прй непрерывности контроля
создаются также предпосылки для автоматизации процесса обогаще-
196'
ния. В настоящее время разрабатываются способы непрерывного
контроля основных параметров обогатительных процессов, а непре-
рывный контроль веса, плотности пульпы, pH жидкой фазы пульпы,
влажности концентратов после сушильных барабанов и ряда других
показателей уже осуществлен на большинстве обогатительных фаб-
рик.
§ 2. Отбор проб
Проба — часть продукта, отобранная отпе-
то по определенным правилам. Проба должна быть
представительной, т. е. не отличаться по составу и свойствам от всего
материала. В действительности состав и свойства пробы всегда не-
сколько отличаются от состава и свойств опробованного продукта,
однако расхождения не должны превышать установленного предела.
Точность опробования определяется целью, с какой оно произ-
водится и согласуется с точностью тех исследований или анализов,
которым проба будет подвергнута. Наибольшая точность необходима
при отборе проб для химических анализов. Представитель-
ность проб, или точность опробования, возрастает при увели-
чении веса проб. Практически минимальный вес пробы должен от-
вечать среднему составу опробуемых продуктов и быть достаточным
для проведения исследований.
Минимальный вес пробы зависит от назначения пробы, крупности
максимальных кусков в опробуемом продукте, содержания опреде-
ляемых компонентов в материале и соответствующих минералах,
плотностей минералов, входящих в состав продуктов, равномерности
распределения соответствующего компонента в продукте, величины
допустимой ошибки. Вес пробы должен быть тем больше, чем крупнее
куски в материале, чем крупнее и неравномернее вкрапленность
ценных минералов, чем меньше содержание ценных компонентов в про-
дукте, чем выше содержание в минералах, чем больше разница в плот-
ностях минералов и чем меньше допустимая ошибка при опробова-
нии.
Для определения минимального веса пробы предложена следу-
ющая формула1:
(?-0,025<73(₽-а), кг,
где d — размер максимальных кусков в продукте, мм;
$ — максимально возможное для данного продукта содержание
полезного минерала в кусках наибольшего размера, доли
единицы;
а — содержание полезного минерала в продукте, доли единицы.
Чаще минимальный вес пробы вычисляется по следующим эмпири-
ческим формулам:
1 Д. А. Краснов. Теоретические основы и расчетные формулы опре-
деления веса проб. М., изд-во «Недра», 1969.
197
для руд с равномерной мелкой вкрапленностью
Q = О,Обе?1’8, кг,
для руд с неравномерной мелкой вкрапленностью
Q — 0,Id2, кгу
для руд с неравномерной крупной вкрапленностью
Рис. 140. Перемешивание и квар-
тование при опробовании мате-
риала :
а — перемешивание пробы по способу
кольца и конуса; б — сокращение про-
бы квартованием; 1 и 4 — конус; 2—
конус, развернутый в диск и ссыпан-
ный на кольцо; 3 — кольцо ссыпается
на конус; I, 111 — четверти диска бе-
рутся в пробу; 11, IV — то же — в за-
пас
ванием или сокращением на
Q = 0,18d2>25, кг.
Представительность пробы обе-
спечивается, если рассчитанное ко-
личество материала отбирается не-
большими порциями в различных
точках опробуемого продукта. Пра-
вила отбора проб требуют, чтобы
общая проба составлялась
из частных проб, т. е.
из небольших порций материала,
отобранных в разных местах.
На обогатительных фабриках
продукты в бункерах, складах, шта-
белях, кучах, отвалах, вагонах
находятся в неподвижном состоя-
нии и опробуются преимущественно
ручным способом.
Продукты, перемещаемые внутри
фабрики различными транспортными
механизмами или движущиеся по
желобам и трубам, опробуются как
ручным, так и механическим спо-
собом.
От неподвижно лежащих про-
дуктов пробы отбираются с поверх-
ности из неглубоких ямок или по
всей мощности щупами, шурфами,
скважинами, канавами, а при опро-
бовании небольших куч — кварто-
струйчатом делителе. На поверхности
опробуемого неподвижно лежащего продукта (по определенной си-
стеме) намечаются места взятия частных проб. При отборе пробы
с поверхности в намеченных точках выкапывается ямка глубиной
30 см и из нее берется частная проба. От крупных кусков молотком
отбивают кусочки, которые поступают в пробу. Щупами и шурфами
(или скважинами) в намеченных точках отбирается материал с лю-
бого горизонта по толщине слоя опробуемого продукта.
При квартовании материал перемешивается по способу кольца и
конуса, разравнивается в круглый тонкий слой, взаимно перпендику-
198
^Проба
Woos
Руда В обработку
Рис. 141. Схема отбора проб от потока
материала:
а — способ продольных сечений; б — способ
поперечных сечений
вдоль потока. В пробу берут
лярными линиями делится на четыре части и две противоположные
четверти отбрасываются (рис. 140). Оставшаяся часть материала снова
перемешивается и в том же порядке сокращается еще наполовину.
Операцию повторяют до тех пор, пока не получат пробу рассчитанного
веса. Деление материала пополам можно выполнить также на струй-
чатом делителе, представляющем собой ряд параллельных желобков,
направленных поочередно в разные стороны.
Пробы от сухих продуктов, перемещаемых в различных емкостях,
например тачках, вагонетках, ковшах и т. п., отбираются вручную
по одной лопате из каждой емкости или по несколько лопат из каж-
дой третьей, пятой, десятой
и т. п. емкости.
От продуктов, перемещае-
мых внутри фабрики непре-
рывным потоком, например от
сухих продуктов, транспорти-
руемых ленточными конвейе-
рами, или от пульп, протека-
ющих по желобам и трубам,
пробы отбираются способом
продольных или поперечных
сечений потока.
Способ продольных сече-
ний (рис. 141, а). Движу-
щийся поток материала делят
на ряд непрерывных полос
одну или несколько чередующихся полос. Этот способ отбора
имеет систематическую погрешность вследствие неоднородности про-
дольных полос, возникающей под влиянием сегрегации материала
по крупности и плотности. Крайние полосы имеют больше крупного
и тяжелого материала, чем полосы у центра потока.
Способ поперечных сечений (рис. 141, б). Движущийся поток
материала периодически (через равные промежутки времени) пере-
секают поперек потока, забирая в частную пробу материал по всему
сечению потока. Отбор проб поперечным сечением потока устраняет
влияние сегрегации. ,Этот способ применяется главным образом
на обогатительных фабриках.
Ручное опробование продуктов, движущихся непрерывным пото-
ком, производится только методом поперечных сечений. Частные
пробы берут черпаками или ковшами различной формы и ем-
кости.
На рис. 142 показана схема цепного ковшового пробоотбирателя,
применяемого для опробования сухих продуктов. На бесконечных
цепях, движущихся с помощью звездочек, подвешен один или не-
сколько ковшей-отсекателей. Пробоотбиратель устанавливается
в месте разгрузки потока материала с конвейера. Периодически
ковши пересекают поток. Отобранный ковшами материал разгру-
жается в бункер для пробы.
199
На рис. 143 показана схема отбора проб от потока пуль-
пы. Пробоотсекающий нож (отводящий желобок) пересекает
поток на перепаде пульпы между желобами. Привод отсека-
Вид R
Рис. 142. Цепной ковшовый пробоотбиратель
теля имеет паузный механизм, который через
ные промежутки времени приводит в движение
ющий нож.
установлен-
пробоотсека-
Рис. 143. Схема опробования потока пульпы
§ 3. Подготовка проб к исследованию
Вес первичных проб обычно превышает минимальный вес, гаран-
тирующий их представительность, а также вес порции материала,
необходимый для анализа. При подготовке к исследованию пробу
сокращают до навески достаточной для анализа и в то же время
сохраняющей представительность.
Схему подготовки пробы к исследованию составляют в соответ-
ствии с назначением опробования. Если первичная проба предназна-
чена для ситового анализа, то ее сокращают без дробления кварто-
ванием или на струйчатом делителе.
200
В других случаях схема сокращения первичной пробы соста-
вляется из операций перемешивания, сокращения, дробления и измель-
чения (рис. 144). Сокращение после каждого приема дробления и из-
мельчения осуществляется до веса,
гарантирующего представительность
остатка при данной крупности.
Перёичтя проба
Дробление
Грохочение rf,
у\Перемеши9аиие
8 запас
Сокращение
4 Сокращение
Гоохочение а?
Д робление
Перемеимваниеу\
1 /А
Сокращение Жч
Сокращение
Vis
Рис.
Проба
S зашас
144. Схема сокращения
первичной пробы
примесеи, влажность, гра-
§ 4. Контроль основных параметров
технологического процесса
Количество сырья, по-
ступающего на обогатительную фаб-
рику от добывающих предприятий,
количество концентра-
тов, отгружаемых фабрикой, и ко-
личество руды, поступающей в
каждую мельницу, контролируются
взвешиванием. Взвешивают вагонетку,
самосвал или железнодорожный вагон
на специальных весах на месте добычи
или перед разгрузкой на обогатитель-
ной фабрике. При погрузке концентра-
тов на фабриках взвешивают каждый
вагон на железнодорожных весах.
Сухие продукты, транспортируемые
внутри фабрики ленточными конвейе-
рами, взвешивают автоматическими
конвейерными весами.
В исходной руде и высушенном
концентрате определяют содержание
влаги, что позволяет подсчитать вес
сухого продукта. *
Содержание полезных компонентов и
нулометрический состав продуктов, содержание активной части в реа-
гентах, содержание твердого в газах контролируют анализом со-
ответствующих проб. Содержание полезных компонентов и примесей
контролируют в исходном сырье, поступающем на фабрику, в окон-
чательных концентратах и отвальных хвостах, а также в промпро-
дуктах, получаемых в операциях обогащения. Влажность контро-
лируют в исходном сырье и окончательных концентратах, в осадке
(кеке) вакуум-фильтров. Гранулометрический состав контролируют
в окончательных продуктах дробления и измельчения, направля-
емых в операции обогащения. Содержание твердой фазы в газах кон-
тролируют после всех операций пылеулавливания. Содержание
активной части определяют во всех реагентах, поступающих
на обогатительные фабрики. Расход реагентов контролируют систе-
матически (с определенной периодичностью) во всех точках подачи
реагентов.
201
Плотность пульпы определяют в сливах классификаторов, в не-
которых промпродуктах флотации, в сливе сгустителей и в пере-
ливах вакуум-фильтров. Плотность пульпы определяют взвешива-
нием литровой кружки, наполненной пульпой. Вес 1 л пульпы
(плотность) позволяет определить по таблицам содержание твердого
в пульпе или разжижение, т. е. отношение веса жидкого к весу
твердого (Т : Ж).
При составлении таблиц пользуются формулами:
р= !?~нлб -100’
г (0 — 1) Д ’
„ 5-А
(Д-1) б ’
где р — содержание твердого в пульпе, %;
R — разжижение пульпы, R — Ж : Т;
б — плотность твердого, г/см5;
Д — плотность пульпы, г]см?.
В настоящее время на обогатительных фабриках для автомати-
ческого контроля и регулирования плотности пульпы применяют
пьезометрические приборы и иногда приборы радиоактивного дей-
ствия.
Концентрацию водородных ионов, т. е. pH жидкой фазы пульпы,
контролируют в операциях флотации; pH определяют колориметри-
ческим и потенциометрическим методами. Для непрерывного потен-
циометрического определения pH применяют автоматические элек-
тронные приборы с каломельными, хингидронными или стеклянными
электродами,
§ 5. Технологический и товарный балансы
Балансы составляют но ценным компонентам и по весу мате-
риалов для оценки работы обогатительных фабрик. Содержащийся
в исходном сырье ценный компонент при обогащении с определенным
технически возможным извлечением переходит в концентрат. Осталь-
ная часть ценного компонента попадает в хвосты, вызывая неиз-
бежные технологические потери.
Технологический баланс составляют по данным взвешивания
переработанного сырья и химических анализов сырья, концентратов
и отвальных хвостов. На обогатительных фабриках составляют
технологические балансы сменные, суточные, декадные, месячные,
квартальные, полугодовые и годовые. Технологический баланс позво-
ляет контролировать общий ход технологического процесса путем
сравнения технологических показателей, получаемых на фабрике
с показателями, достигнутыми при лабораторных испытаниях руд
на обогатимость, а также сравнивать между собой работу отдельных
секций, смен и бригад.
Товарный баланс составляют по данным взвешивания перерабо-
танного сырья и концентратов, определения количества материала,
202
находящегося s производстве (сгустителях, бункерах, промежуточ-
ных складах и т. п.), химических анализов этих продуктов и отваль-
ных хвостов. Товарные балансы составляют за декаду, месяц, квар-
тал, полгода и год. Показатели для товарного баланса определяют
по фактическим весам полученных концентратов, а поэтому они
всегда ниже технологических показателей, вычисленных по резуль-
татам химических анализов. Расхождение между балансами зави-
сит от точности химических анализов, от ошибок при взвешиваниях
и определениях влажности исходного сырья и продуктов обогащения,
но главным образом объясняется тем, что в различных стадиях обра-
ботки полезных ископаемых на обогатительных фабриках допуска-
ются механические потери. Концентраты теряются в сливах сгусти-
телей, в фильтратах, при сушке и транспортировании в виде
пыли. Полезный компонент, кроме того, теряется при переливах
пульпы через желоба, при аварийных выпусках пульпы из машин
и т. п.
Сравнение технологических и товарных балансов позволяет уста-
новить величину и источники механических потерь, характеризует
культуру предприятия и уровень организации производства.
§ 6. Автоматизация обогатительных фабрик
Под автоматизацией следует понимать применение приборов,
устройств и управляющих машин, а также управление технологи-
ческим процессом по заданной программе.
Автоматизация может быть частичной, охватывающей отдельные
агрегаты, или комплексной, при которой полностью автоматизи-
руются отдельные узлы технологической схемы.
Большими конусными дробилками для крупного дробления, ра-
ботающими «под завалом» без приемных бункеров, обычно управляют
вручную из операторского пункта. Рабочий должен видеть загру-
зочную воронку дробилки и приближающийся вагон или самосвал
и светофором дать команду на разгрузку. Над питателем под дро-
билкой необходимо поддерживать слой руды определенной высоты
для защиты питателя от разбивания кусками и для предотвращения
внезапных выбросов пыли. Для контроля минимального и макси-
мального уровней руды в разгрузочном бункере под дробилкой
на стенках его устанавливают металлические трубы и в них помещают
источники излучения. На противоположной стенке монтируют прием-
ники (детекторы) излучения. Детекторы воздействуют на светофор,
подавая сигнал к прекращению или к разрешению разгрузки руды
в дробилку и на привод питателя.
Для дробилок среднего и мелкого дробления по показаниям ве-
сов автоматически поддерживают постоянную подачу руды и источни-
ком излучения и детектором контролируют предельный макси-
мальный уровень руды в загрузочном желобе. При забивке желоба
автоматически прерывается поступление руды в дробилку.
203
Наиболее простая и достаточно эффективная схема автоматиче-
ского регулирования измельчения включает: поддержание постоян-
ства подачи руды в мельницу регулировкой питателя по показаниям
конвейерных весов и поддержание подачи воды в необходимом со-
отношении с количеством руды. Поддержание постоянной плотности
слива классификатора (гидроциклона) позволяет стабилизировать
крупность измельчения продукта. Однако по этой схеме мельница
не работает в режиме максимальной производительности.
Автоматическое регулирование на максимальную производитель-
ность достигается поддержанием постоянства циркулирующей на-
грузки или постоянства количества материала в мельнице. При ра-
боте мельницы в замкнутом цикле с механическим классификатором
о величине циркулирующей нагрузки можно судить по потреб-
ляемой мощности электродвигателя механизма перегребания
песков.
При работе мельницы в замкнутом цикле с гидроциклоном цирку-
лирующая нагрузка может контролироваться непрерывным взвеши-
ванием участка желоба, по которому пески гидроциклона подаются
в мельницу.
Постоянство загрузки мельницы рудой можно поддерживать
по шуму, создаваемому работающей мельницей. Микрофон, улавли-
вающий шум, используется в качестве датчика, воздействующего
на питатель руды. При автоматизации работы мельниц самоизмель-
чения регулирование подачи измельчающей среды в мельницу (ис-
ходной руды в мельницу рудного самоизмельчения) производится
по расходу мощности приводного электродвигателя.
Работа гидроциклонов стабилизируется регулированием подачи
воды в зумпф насоса по показаниям плотностемера, установленного
на потоке пульпы, поступающей в гидроциклон.
Во флотационных отделениях применяется система автомати-
ческого регулирования концентрации водородных ионов в пульпе.
Датчик — автоматический электронный потенциометр — воздей-
ствует на реагентный питатель, дозирующий в процесс регулятор
среды (известь, соду, серную кислоту и т. д.).
Известны непрерывнодействующие рентгеноскопические анализа-
торы (спектрометры), работающие на пульпе и определяющие содер-
жание в ней ценного компонента (меди, свинца, цинка, железа,
молибдена и др.). Если схема флотационного обогащения простая,
то можно, в зависимости от содержания ценного компонента в хвостах,
регулировать загрузку собирателя.
Разработаны способы измерения объема пульпы и веса твердого
в пульпе магнитными измерителями скорости потока и гамма-счет-
чиками плотности пульпы. Показания этих приборов подаются
на счетную машину, которая регистрирует тоннаж твердого.
Централизованное управление дозировкой реагентов достигается
питателями с пульсирующей подачей растворов через краны, упра-
вляемые паузными соленоидными устройствами, и приборами для из-
мерения объема раствора.
04
Применяются насосы, приводимые электродвигателем с регули-
руемым числом оборотов. Скорость вращения насоса изменяется
в зависимости от уровня пульпы в зумпфе. Насосы с переменным
числом оборотов рекомендуются для перекачки материала из
сгустителей, так как это стабилизирует плотность сгущенного
продукта.
Системы автоматического контроля и регулирования совершен-
ствуются с каждым годом. Уже сейчас можно осуществить управле-
ние технологическим процессом обогатительной фабрики с централь-
ного операторского пункта.
ГЛАВА XV
ОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ
§ 1. Промышленная площадка обогатительной фабрики
Наиболее экономичным является размещение обогатительной
фабрики и металлургического завода непосредственно при рудной
базе. Если же такое размещение невозможно, то обогатительную
фабрику располагают: на месторождении, при заводе или между
заводом и месторождением.
По транспортным расходам наиболее экономичен первый вариант,
особенно в тех случаях, когда выход концентрата невелик. При боль-
ших выходах концентратов может оказаться более выгодным второй
вариант, так как тариф на перевозку концентратов выше,чем на пе-
ревозку руды. Кроме того, при перевозке концентратов появляются
неизбежные потери металлов, а подаваемые с фабрики прямо на за-
вод концентраты иногда можно не сушить.
Размещение фабрики на территории рудника или завода позво-
ляет уменьшить управленческие расходы и затраты на водоснабже-
ние, электроснабжение, ремонтное обслуживание, материальное снаб-
жение и на культурно-бытовое и коммунальное обслуживание тру-
дящихся.
Обогатительные фабрики, перерабатывающие сырье нескольких
месторождений, целесообразно располагать в пункте, определяющем
минимальные расходы на транспорт исходного сырья и концентратов.
Если на месторождении недостаточно воды, то обогатительную
фабрику приходится размещать ближе к источнику водоснаб-
жения.
Площадь территории, занимаемой обогатительной фабри-
кой, зависит от технологического процесса и от ее производи-
тельности.
Желательно, чтобы площадки для флотационных и магнитообо-
гатительных фабрик имели уклон 10—15°, а гравитационные фаб-
рики—более крутой уклон, обеспечивающий самотечный транспорт
продуктов.
На обогатительных фабриках выделяются пыль, дымовые газы,
создаются шумы. Поэтому ее не следует располагать близко к жи-
лому поселку. Она должна размещаться с подветренной стороны
жилого района на расстоянии 300—500 м.
206
§ 2. Цеха и отделения обогатительной фабрики
Производственные отделения и цеха: цех дробления, включа-
ющий сооружения для приема руды, корпус крупного дробления,
склады руды, корпуса среднего и мелкого дробления; главный кор-
пус, включающий отделение измельчения и отделение обогащения;
цех обезвоживания, включающий отделения сгущения, фильтрова-
ния, сушки, реагентное отделение; отдел технического контроля;
склады готовой продукции, погрузочные устройства; хвостовое
хозяйство.
Рис. 145. Перспективный вид магаитообси атительной фабрики:
1 — корпус I и II стадий дробления, 2 — корпус приводных станций; 3 — корпус III и
IV стадий дробления; 4 — перегрузочный узел, 5 — главный корпус; 6 — склад концентрата,
7 — погрузочные бункера концентрата, 8 — склад дробленой руды, э — административно-
бытовой корпус
Вспомогательные цеха, отделения и службы: водоснабжение,
электроснабжение, ремонтный цех, склады материалов и запасных
частей, котельная и склад топлива, научно-исследовательская и хи-
мическая лаборатории, управление фабрикой и административно-
хозяйственная служба.
Цеха и корпуса на площадке обогатительной фабрики распола-
гаются так, чтобы потоки материала направлялись по кратчайшим
путям с использованием рельефа местности для самотека. Здания
и сооружения располагаются на площадке с определенными раз-
рывами. Не следует строить много мелких зданий, их нужно объеди-
нять (блокировать) в общие здания.
На рис. 145 показан перспективный вид магнитообогатительной
фабрики большой производительности.
Объем производственных зданий зависит от производительности
фабрики.
207
Обогатительные фабрики потребляют много воды. Удельный рас-
ход воды,
Флотационные фабрики (без оборотной воды) 3—5
Магнитообогатительные фабрики при топком
измельчении............................... 3—6
в том числе свежей воды ................1,5—3
Углеобогатительные фабрики, применяющие
отсадку (без оборотной воды).............. 6—8
Гравитационные фабрики с отсадкой и кон-
центрацией на столах.....................10—15
Абсолютный расход воды на флотационной фабрике производи-
тельностью 30 000 m/сутки составляет до 150000 м3/сутки. Всегда
желательно использовать на фабрике оборотную воду, т. е. возра-
щать в процесс сливы сгустителей, фильтраты, осветленные воды
из хвостохранилища. Использование оборотной воды не только сни-
жает расход свежей воды, но и уменьшает сброс загрязненных вод
в открытые водоемы.
В настоящее время большая часть углеобогатительных фабрик
работает по замкнутой схеме водно-шламового хозяйства, т. е. с пол-
ным использованием оборотной воды. При этом расход свежей воды
резко снижается.
Удельные расходы электроэнергии по обогатительным фабрикам
зависят от принятого технологического процесса и производитель-
ности.
Производитель-
ность, т/ сутки
Флотационные
фабрики
100-500
1 000—5 000
5 000—10 000
10 000—15 000
Удельный расход электроэнергии,
кет -ч(т
Один концентрат Два концентрата
45-40
40—35
35—25
25—20
Магнитообогатительные фабрики
(при тонком измельчении)
До 8000
8 000—18 000
18 000—27 000
27 000—35 000
60—50
45-40
40—30
30—25
Один концентрат
25
25-22
22—20
20—15
На обогатительных фабриках все операции переработки руды
полностью механизированы. Для больших фабрик вес технологи-
ческого оборудования, приходящийся на 1000 т годовой произво-
дительности, составляет 1,1—2,5 т. Следовательно, на фабрике
с годовой производительностью 10 млн. т, или около 30.000 т/сутки,
вес установленного технологического оборудования составляет около
15 000 т. "
Для поддержания этого оборудования в рабочем состоянии при
фабриках создаются механические мастерские и ремонтные пункты.
208
Если фабрика расположена при руднике или шахте, то дробиль-
ные цеха обычно работают в режиме подачи руды. При поступлении
на фабрику руд с нескольких рудников или шахт руда принимается
круглосуточно.
Наиболее часто дробильное отделение работает 6 дней в неделю
по 12 или 20 ч чистого времени работы в сутки.
Главные корпуса, включающие измельчение и обогащение, на руд-
ных фабриках работают непрерывно: семь дней в неделю по 24 ч
в сутки. Разрыв во времени работы дробильного цеха и главного
корпуса фабрики погашается накоплением дробленой руды перед
мельницами в бункерах емкостью приблизительно на 36—40 ч ра-
боты фабрики.
Углеобогатительные фабрики работают в 3 или в 2 смены по 7 ч
с остановками на осмотр и текущий ремонт оборудования. Цеха
сушки работают, как правило, непрерывно. Отгрузка концентратов
потребителю осуществляется обычно круглосуточно.
§ 3. Хвостовое хозяйство
Количество и свойства отходов (хвостов) обогатительной фабрики
определяются характером перерабатываемого полезного ископа-
емого и принятым процессом обогащения. На многих обогатительных
фабриках, перерабатывающих руды цветных и редких металлов,
количество хвостов незначительно отличается от количества перера-
батываемой руды, так как вследствие низкого содержания полезного
компонента в руде выход концентрата составляет всего лишь не-
сколько процентов. Хвосты этих фабрик, применяющих флотацион-
ный или гравитационный процесс, получаются обычно в тонкоиз-
мельченном виде (крупностью мельче 0,2—0,3 мм) и сильно разба-
вленными водой (на 1 т твердого приходится 4—10 м3 воды).
На обогатительных фабриках, перерабатывающих тонковкраплен-
ные магнетитовые руды, выход хвостов составляет около 50%,
поскольку содержание в рудах железа достигает 40%. Хвосты
этих фабрик тонко измельчены и разбавлены водой, так как для обо-
гащения применяется мокрая магнитная сепарация.
На углеобогатительных фабриках выход хвостов составляет
только несколько процентов от исходного угля. Выделяются они
в виде крупно кусковой пустой породы (после обогащения угля
в тяжелых суспензиях или отсадкой) и в виде обезвоженных хвостов
(после флотации).
В некоторых случаях хвосты представляют самостоятельную
ценность и их можно использовать. Например, кусковая пустая
порода может применяться в качестве щебенки в дорожном или строи-
тельном деле. Зернистые кварцевые хвосты можно использовать
в качестве песка или флюса. Пиритные хвосты служат сырьем для сер-
нокислотного производства.
Действующими законами запрещено загрязнять открытые водоемы
(озера, реки, пруды) производственными отходами и сточными
14 Заказ 1908
209
водами. Поэтому одновременно со строительством обогатительной фаб-
рики должны строиться и сооружения для очистки и хранения хво-
стов (хвостовое хозяйство).
Основным способом удаления с фабрики и складирования мок-
рых тонкоизмельченных хвостов является гидравлический транспорт
их в естественный или искусственно сооруженный бассейн —
Разрез по Водоспуску
Рис. 146. Схема хвостохранилища:
АА, AtAt, A2As — последовательные положения хвостопро-
водов при заполнении пруда; а — дамба; б — водоспускная
труба; в — водосливные колодцы; е — хвостопровод с фабрики
хвостохранилище, где происходит осаждение и накапливание твердых
частиц и осветление воды.
При выборе площадки для строительства фабрики выбирается
и место для хвостохранилища.
Наилучшая форма рельефа местности для хвостохранилища —
естественная впадина или долина, позволяющая при небольшой
длине ограждающей дамбы получить значительный по объему и по-
верхности бассейн. Схема пруда-хвостохранилища показана на
210
рис. 146. Из грунтов и местных строительных материалов обычно
сооружается только первоначальная дамба, образующая пруд
па 1—2 года работы фабрики. В дальнейшем дамба наращивается
намывом песковой части сбрасываемых хвостов. Осветленную воду
из хвостохранилища удаляют через сливные колодцы, построенные
на водосливном коллекторе (железобетонная труба большого диа-
метра), уложенном в дне хвостового пруда до заполнения его хво-
стами. По мере повышения уровня зеркала пруда колодцы наращи-
вают. Осветленная вода используется в качестве оборотной на фаб-
рике или подвергается химической очистке и после доведения
содержащихся в ней вредных примесей и реагентов до санитарной
нормы может быть сброшена
в открытые водоемы.
На больших обогатительных
фабриках насосные станции
для гидравлического транспор-
та хвостов, хвостохранилища,
водосливные и водоочистные
сооружения, насосные станции
оборотной воды представляют
собой крупные гидротехниче-
ские сооружения большой
Рис. 147. Терриконик
стоимости.
Удельные капитальные затраты на хвостовое хозяйство соста-
вляют 0,5—1,5 руб. на 1 т хвостов, складируемых за год.
Эксплуатационные расходы на гидротранспорт и укладку 1 т
хвостов составляют 0,08—0,40 руб. (чаще 0,1—0,2 руб.).
Способ транспортирования и укладки сухих и крупных обезво-
женных хвостов зависит от их количества, физических свойств,
рельефа площадки для отвала и расстояния от обогатительной фаб-
рики. Наиболее часто в практике применяют следующие способы:
1) транспортирование хвостов в скипах или вагонетках по на-
клонным рельсовым путям и сброс их в конусоидальные отвалы —
терриконики (рис. 147). Производительность такой установки
до 55 м3)ч. Емкость отвала 3—4 млн. at3. Применяется на углеобо-
гатительных фабриках;
2) транспортирование хвостов в отвал конусоидальной формы
передвижными ленточными конвейерами. Емкость отвала 1—2 млн. ж3.
Применяется в условиях мягкого климата, когда возможна круглого-
дичная работа конвейеров под открытым небом;
3) транспортирование хвостов подвесной канатной дорогой и об-
разование хребтовых или конусоидальных отвалов. Применяется
на углеобогатительных фабриках при транспортировании на рас-
стояние до 3 км и производительности до 150 м3/ч. Главный недо-
статок — большие капитальные затраты на сооружение канатной до-
роги с высокими мачтами;
4) транспортирование хвостов в опрокидных вагонах или само-
свалами. При этом образуются плоские отвалы на наклонной пло-
14*
211
щадке. Хвосты сбрасываются под откос и разравниваются бульдо-
зером. После отсыпки по всей длине отвала путь переносится на
бровку откоса и цикл отсыпки повторяется. Применяется при боль-
шой производительности (до 500 тп/ч). Емкость отвала 3—10 млн. м3.
Тонкоизмельченные хвосты транспортируются самотеком или
с помощью песковых насосов.
§ 4. Производительность труда и структура затрат
по переработке руды
Производительность труда на обогатительных фабриках зависит
главным образом от технологического процесса и мощности фабрики.
Фабрики Мощность, млн. mjtod Производитель- ность 1 трудя- щегося, т/год
Магнитообогатитель- иые при тонком измельчении . . . ю-ао 8 500—16 000
Флотационные для обогащения: медных руд . . . 5—20 6 000—14 000
свинцово-цинко- 2—4 4000-6100
вых руд . . .
апатитовой руды 22,7 12 500
Ниже приводится распределение затрат % на переработку 1 т
руды на флотационной фабрике большой производительности
(30 000 m/сутки), перерабатывающей апатито-нефелиновые руды:
Вспомо1ательные материалы ................ 17,06
в том числе:
реагенты................................ 2,76
шары и футеровка....................... 13,30
фильтроткань......................... 1,0
Топливо для сушки концентрата (уголь, ма-
зут) .................................... 15,80
Электроэнергия............................. 5,79
Вода....................................... 1,18
Заработная плата ......................... 11,70
Амортизация основных средств.............. 16,70
> Услуги реагентного отделения.............. 0,86
Затраты на пылеулавливание................. 1,71
Обслуживание хвостового хозяйства .... 2,20
Цеховые расходы........................... 27,00
Всего
100,0
По сравнению с фабриками для руд цветных металлов в приведен-
ном распределении расходы на реагенты и электроэнергию низкие,
что объясняется простой схемой обогащения, сравнительно грубым
измельчением перед флотацией и применением недорогих реагентов.
В табл. 5 приведена сводка затрат на флотационной фабрике
большой производительности, перерабатывающей твердые руды
212
при тонком измельчении и большом выходе концентрата. В таблице
приведены также удельные капитальные затраты и расход электро-
энергии по операциям.
Таблица 5
Сводка затрат на флотационной фабрике большой производительности i
Наименование операций Эксплу- атацион- ные расходы, руб/т Удельные капитальные затраты, руб /т-* год Р теход анергии, квт-ч/т
Крупное, среднее и мелкое дробление (вклю-
чая транспорт и складирование руды) . . 0,070 0,300 1,1
Бункерование руды в цехе измельчения . . . 0,050 0,285 —
Измельчение и классификация . 0,770 0,910 21,7
Флотация 0,175 0,103 1,9
Сгущение концентрата 0,026 0,150 0,4
Фильтрование концентрата 0,097 0,009 1,5
Сушка концентрата 0,200 0,650 1,7
Складирование и отгрузка концентрата . . . 0,042 0,170 —
Удаление и укладка хвостов 0.066 0,330 —
Всего 1,496 2,907 28,3
Неучтенные затраты 0,150 Q.291 4,2
Итого 1,646 3,198 32,5
1 См. «Флотация и специальные методы обогащения полезных ископаемых». Програм-
ма и методические указания для студенток-заочников. М., изд-во «Высшая школа», 1968.
§ 5. Техника безопасности
В СССР охране труда уделяется большое внимание — как одному
из важнейших мероприятий по сохранению здоровья трудящихся
и по повышению производительности труда. Безопасность персо-
нала обогатительных фабрик обеспечивается выполнением правил
техники безопасности и требований санитарно-технических норм,
предусматривающих необходимую температуру, влажность, осве-
щенность и допустимую запыленность рабочих мест.
Нормы освещенности выдерживаются установкой и надлежащим
размещением в производственном помещении достаточного коли-
чества светильников. Нормы запыленности обеспечиваются приня-
тием специальных мер по обеспыливанию воздуха в цехах. К этим
мерам относятся: орошение и герметизация мест пылеобразования
с устройством вытяжной вентиляции, отсасывающей запыленный
воздух.
Безопасность и удобство обслуживания и ремонта оборудования
обеспечивается устройством ограждений вокруг движущихся частей
и рабочих площадок, достаточных по размерам для работы обслу-*
живающего и ремонтного персонала, размещением на них запасных
213
частей и снятых при ремонтах деталей. Все обслуживающие площадки
по высоте более 0,3 м над полом должны иметь прочные перила вы-
сотой не менее 1 м. В нижней части перила должны иметь сплошной
бортик высотой не менее 180 мм. Машины в цехах должны разме-
щаться так, чтобы персонал мог свободно перемещаться по помеще-
ниям и беспрепятственно доставлять запасные части к местам ре-
монта и убирать демонтированные детали. Трубы и желоба должны
быть укрыты под площадками или подняты над проходами на высоту
не ниже чем на 2,2 м от пола. Для производства ремонтных работ
и транспортирования тяжелых деталей в цехах фабрики имеются
мостовые краны или тельферы.
Все движущиеся или представляющие опасность части машин
должны ограждаться. Ограждаются также загрузочные отверстия
дробилок и конвейеры с боков по всей длине.
Ширина главных проходов в цехах должна быть не менее 1,5 м.
Ширина проходов после установки ограждений у крупного и требу-
ющего внимательного наблюдения оборудования (дробилок, мельниц,
классификаторов) должна быть не менее 1,2—1,5 м, у прочего обо-
рудования — не менее 1 м, у неподвижных частей оборудования —
не менее 0,8 м.
Ширина проходов вдоль ленточных конвейеров шириной до
600 мм должна быть не менее 0,8 ж, а вдоль более широких конвей-
еров — не менее 1,1 м. Приводные станции и концевые части кон-
вейеров должны иметь доступ с трех сторон при ширине проходов
не менее 1 м.
Пусковые устройства должны располагаться таким образом,
чтобы человек, включающий машину в работу, просматривал
все рабочие площадки и проходы около пускаемой в ход машины.
При централизованном размещении пусковых устройств машины
включаются в работу только по сигналу, даваемому с места установки
машины. Выключатели для остановки всегда располагаются около
самой машины. К пусковым устройствам длинных ленточных кон-
вейеров рекомендуется прикреплять и протягивать вдоль конвейера
стальной трос (диаметром 5—6 мм). С его помощью конвейер можно
остановить из любой точки.
Подъемно-транспортное и электросиловое оборудование устана-
вливается и эксплуатируется в соответствии со специальными ин-
струкциями.
Правила техники безопасности разрабатываются на обогати-
тельных фабриках для каждого рабочего места. Рабочие должны
изучить эти правила и выполнять все требования, изложенные в них.
Наблюдение за выполнением инструкций по технике безопасности
осуществляется инженерно-техническим персоналом, бригадирами
и мастерами. В инструкциях помимо общих требований по безопас-
ности работы излагаются и специфические правила безопасности,
относящиеся к данному рабочему месту.
Общие требования правил безопасности работы в цехах
фабрики:
214
1. Не работать на неисправном оборудовании или с неисправ-
ными инструментами. Не работать при снятых ограждениях с движу-
щихся частей.
2. Не смазывать машины на ходу. Не сменять ремней на ходу.
3. Не чистить оборудование на ходу. Не очищать на ходу опор-
ные ролики и концевые барабаны ленточных конвейеров.
4. Не подлезать под нижнюю ветвь ленточного конвейера и не пе-
релезать через него во время остановки и тем более на ходу. Для пе-
рехода через длинные конвейеры устраивают специальные переход-
ные мостики.
5. Спецодежда должна быть удобной и соответствовать особен-
ностям работы на данном рабочем месте.
6. Не включать оборудования во время его ремонта. Электро-
двигатели ремонтируемых машин должны быть обесточены, а пуско-
вые приспособления закрыты на замок, ключ от которого должен
находиться у бригадира, ответственного за ремонт. На пусковые
приспособления должны быть повешены предостерегающие плакаты.
7. Шуровку руды в бункерах производить только через шуро-
вочные отверстия. Спуск людей в бункера запрещается. Для устра-
нения сводов и зависаний руды бункера должны оборудоваться
электровибраторами или приспособлениями для пневматического
обрушения сводов. ,
8. При грохочении крупнокусковой руды воронки перед грохо-
тами должны иметь защитные кожухи, не допускающие случайного
выброса кусков.
Для персонала, работающего в реагентных отделениях и на дози-
ровочных площадках, разрабатываются на фабриках специальные
инструкции, учитывающие специфические свойства (токсичность)
применяемых реагентов.
ЛИТЕРАТУРА
Андреев С. Е. и др. Дробление, измельчение и грохочение полезных
ископаемых. М., изд-во «Недра», 1966.
Арашкевич В. М. Основы обогащения руд. М., Металлургиздат,
1959.
Б е л о г а й П. Д., Задорожный В. Г. Конусные сепараторы для
обогащения россыпей и руд. М., изд-во «Недра», 1968.
Бриллиантов В. В., Гуревич Р. И. Обогащение угля в пес-
чаной суспензии. М., изд-во «Недра», 1966.
Воробьев Б. М. и др. Основы горного дела и обогащения полезных
ископаемых. М., изд-во «Недра», 1966.
Г л ечбо цкий В. А. и др. Флотация. М., Госгортехиздат, 1961.
Деркач В. Г. Специальные методы обогащения полезных ископаемых.
М., изд-во «Недра», 1966.
Карнаухов Н. М. Технология доводки коллективных концентратов
с помощью электрической сепарации. М., изд-во «Недра», 1966.
Кирхберг Г. Обогащение полезных ископаемых. М., Госгортех-
пздат, 1960.
Кисляков Л. Д. и др. Флотация мсдно-цинковых и медных руд
Урала. М., пзд-во «Недра», 1966.
Митрофанов С. И. Селективная флотация. М., изд-во «Недра», 1967.
Правила безопасности при обогащении и агломерации руд цветных и чер-
ных металлов. М., изд-во «Недра», 1964.
Прейгерзон Г. И. Обогащение углей. М., изд-во «Недра», 1969.
Разумов К. А. Проектирование обогатительных фабрик. М., изд-во
«Недра», 1970.
Руденко К. Г., Шенаханов М. М. Обезвоживание и пыле-
улавливание на обогатительных фабриках. М., изд-во «Недра», 1967.
Фишман М. А. Основы обогащения полезных ископаемых. М., Метал-
лургиздат, 1956.
Фишман М. А. Основы обогащения руд цветных металлов. М., изд-во
«Недра», 1968.
Фоменко Т. Г. Гравитационные процессы обогащения полезных
ископаемых. М., изд-во «Недра», 1968.
Pryor Е. I. Mineral processing, Mining publications, London, 1960.
Schubert H. Aufbereitung fester mineralischer Rohstoffe, Band I, II,
VEB Deutscher Verlag fur Grundstoffindustrie, Leipzig, 1964, 1967.