Наладка и эксплуатация технологических комплексов углеобогатительных фабрик - Самылин Н.А., Починок В.В., Бутовецкий В.С., Хайдакин В.И., Ковшарь М.Н.

Автор: Самылин Н.А. Починок В.В. Бутовецкий В.С. Хайдакин В.И. Ковшарь М.Н.
Теги: технология топлив горное дело углеродные материалы горная промышленность углеобогащение
Год: 1986
Похожие
Правила технической эксплуатации коксохимических предприятий
Проектирование обогатительных фабрик
Справочник по обогащению углей
Отсадка
Текст
                    НАЛАДКА
И ЭКСПЛУАТАЦИЯ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ
КОМПЛЕКСОВ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИК

НАЛАДКА
И ЭКСПЛУАТАЦИЯ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ
КОМПЛЕКСОВ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ
ФАБРИК
МОСКВА "НЕДРА” 1986
УДК (И12.7.0П2.В-7 :022.33
Наладка и эксплуатация технологических комплексов углеобогатительных
флбрпк/В. И. Хайдакин, В. С. Бутовецкий, М. Н. Ковшарь и др.— М.. Недра,
1986. 223 с.
Изложены практические рекомендации по пуску, регулировке, наладке и
эксплуатации основного и вспомогательного оборудования на углеобогатитель-
ных фабриках с применением средств автоматического управления, а также
способы устранения различных неполадок и нарушений технологического режи-
ма. Дан анализ влияния различных факторов на качественные и количествен-
ные показатели обогащения углей. Приведены технологические показатели
обогатительных процессов, подлежащие контролю при наладке и регулировке
оборудования. Рассмотрены основные правила безопасности при обслуживании
этого оборудования.
Для инженерно-технических работников и квалифицированных рабочих
обогатительных фабрик. Может быть полезна студентам вузов.
Табл. 31, ил. 92, список лит.—18 назв.
Авторы: В И. Хайдакин, В С. Бутовецкий, М. Н. Ковшарь, В В. Почи-
нок, Н. А. Самылин
Рецензент: Е. Г. Трескав, канд. техн, наук (Ин-т обогащения твердых
горючих ископаемых).
2505000000—364	353_86
043(01)—86
© Издательство «Недра», 1986
ПРЕДИСЛОВИЕ
Главную задачу двенадцатой пятилетки — повысить темпы и
эффективность развития экономики — можно решить на базе ус-
корения научно-технического прогресса, технического перевоору-
жения и реконструкции производства, интенсивного использования
созданного производственного потенциала.
Перед угольной промышленностью стоят задачи улучшения ка-
чества угля, увеличения объемов его обогащения, расширения про-
изводства угольного концентрата для коксования, а также сорто-
вого угля и угольных брикетов для коммунально-бытовых нужд.
Это важные и ответственные задачи, так как от их решения во
многом зависит состояние топливно-энергетической базы страны.
В результате модернизации действующего оборудования и
внедрения принципиально новых машин и аппаратов изменились
традиционные схемы углеобогащения. В процессе эксплуатации на
фабриках сформировались локальные технологические комплексы,
предназначенные для выполнения конкретных технологических
операций и получения продуктов с требуемыми качественными и
количественными показателями.
Для наиболее интенсивного использования созданного произ-
водственного потенциала необходимо добиваться ритмичности про-
изводства, максимальной загрузки оборудования, повышения
сменности его работы.
Повышение эффективности производства на углеобогатитель-
ных фабриках и улучшение качества выпускаемой продукции в
значительной степени зависят от выполнения пуско-наладочных и
регулировочных работ, а также от того, как эксплуатируют обо-
рудование.
На углеобогатительной фабрике выполняются в определенной
последовательности различные технологические операции, в ре-
зультате которых из рядового угля получается один или несколько
полезных продуктов заданного качества. Число, вид и последо-
вательность технологических операций, т. е. выбор метода обога-
щения и технологической схемы, определяются свойствами исход-
ного угля, требованиями к качеству конечных продуктов обогаще-
ния, в первую очередь к их зольности и влажности, а также тех-
ническими возможностями применяемого оборудования.
В зависимости от принятого метода обогащения на каждой
фабрике формируются локальные технологические комплексы.
Технологические комплексы углеобогатительных фабрик рас-
смотрены в следующем порядке: комплекс подготовки угля перед
обогащением, комплекс тяжелосредного обогащения, комплекс
отсадки, комплекс водно-шламового хозяйства.
Такой подход позволяет четко определить возможности повы-
шения эффективности работы оборудования, улучшения качества
3
конечных продуктов, повышения производительности труда как
инженерно-технических работников, так и рабочих углеобогати-
тельных фабрик.
От стабильной и эффективной работы каждого комп-
лекса, входящего в состав технологической цепи фабрики, зави-
сят показатели работы всего предприятия и качество обогащен-
ного угля, поэтому при их наладке и регулировке необходимо учи-
тывать специфические особенности процессов и используемого
оборудования.
С учетом этих особенностей в данной книге приведены реко-
мендации по наладке, регулировке и эксплуатации оборудования
технологических комплексов углеобогатительных фабрик, которые
позволят более квалифицированно проводить эти работы.
Глава 1
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ КОМПЛЕКСЫ И СХЕМЫ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
1.1. Назначение и формирование технологических
комплексов
Технологический комплекс — это совокупность машин
и аппаратов, объединенных общей задачей, установленной для
данного технологического процесса. Выделение группы машин и
аппаратов в отдельный комплекс позволяет конкретизировать за-
дания по показателям обогащения, облегчает наладку, регулиров-
ку и эксплуатацию оборудования углеобогатительной фабрики.
На современных углеобогатительных фабриках с развитой схе-
мой обогащения обычно выделяют комплексы: подготовки угля,
к обогащению, тяжелосредного обогащения, отсадки и водно-шла-
мового хозяйства.
В состав технологического комплекса входит основное и вспо-
могательное оборудование, непосредственно связанное с выпол-
нением функциональной задачи, поставленной перед данным ком-
плексом. Так, например, технологический узел отсадки состоит не
только из отсадочных машин, но и из обесшламливающих уст-
ройств, устройств по сбросу части транспортной воды, обезвожи-
вающих элеваторов для отходов обогащения и промпродукта, а
также из системы водо- и воздухоснабжения.
Состав оборудования технологических комплексов не является
жестко регламентированным, а зависит от принятой технологиче-
ской схемы обогащения.
Схемой фабрики предусмотрено последовательное выполнение
технологических операций, особенно подготовительных (от угле-
приема до классификации рядового угля по крупности). В даль-
нейшем продукты каждого машинного класса перерабатываются
по своим технологическим цепочкам, объединяясь только в виде
конечных продуктов обогащения. Разделительная среда — оборот-
ная вода и магнетитовая суспензия — участвует в различных ста-
диях переработки угля и циркулирует по своим технологическим
потокам.
Обогащенные продукты различной крупности соединяют вме-
сте и отгружают в виде товарного концентрата, либо реализуют
по классам крупности в качестве сортового топлива в соответствии
с действующими стандартами. Промпродукт и шлам также явля-
ются товарными продуктами.
Использование в комплексах разнообразных процессов, аппара-
тов и технологического и вспомогательного оборудования приво-
дит к тому, что их наладка и эксплуатация не могут быть универ-
сальными. Они требуют специфического подхода в каждом от-
S
дельном случае. Вследствие того, что технологические комплексы
в системе углеобогатительной фабрики не изолированы друг от
друга, их взаимное влияние обязательно нужно учитывать при на-
ладке и эксплуатации как отдельных комплексов, так и фабрики
в целом.
Наладку основного и вспомогательного оборудования, входя-
щего в технологический комплекс, обычно проводят по заранее
составленному плану совместно, так как конечный результат за-
висит от эффективной работы всех машин и аппаратов.
При наладочных работах выбирают качественно-количествен-
ные критерии, к которым следует стремиться при разработке оп-
тимального режима эксплуатации каждого комплекса с учетом
нормативной производственной мощности фабрики. Для комплек-
сов отсадки, тяжелосредного обогащения и флотации такими кри-
териями могут быть погрешность разделения фракции по плот-
ности или содержание посторонних фракций (взаимозасорен-
ность), для комплекса подготовки угля — степень усреднения угля,
а для комплекса водно-шламового хозяйства — чистота (степень
загрязнения) оборотной воды и отсутствие сброса воды за пре-
делы фабрики.
Оценивать эффективность наладки и регулировки нужно как
можно быстрее. Наиболее пригодны для этого методы экспресс-
контроля, хотя они и уступают по достоверности данных таким,
например, методам, как статистические. Их обычно используют
после окончания наладочно-регулировочных работ.
При эксплуатации обогатительных фабрик в работе одновре-
менно участвуют все технологические комплексы, составляющие
непрерывную технологическую цепь. Для более надежной экс-
плуатации каждого комплекса обычно в их состав включают одну
или несколько небольших промежуточных емкостей для аккумули-
рования твердых или жидких продуктов, равномерной загрузки ос-
новных технологических аппаратов и распределения исходного
материала по нескольким однотипным машинам.
Основные же аккумулирующие емкости входят в состав комп-
лекса углеподготовки и предназначены для усреднения и шихтов-
ки угля перед подачей на обогащение.
1.2. Технологические схемы углеобогатительных фабрик
Структура технологической схемы, т. е. число применяемых
операций и разветвленность технологических потоков, зависит от
назначения обогатительной фабрики и характеристики исходного
угля.
Уголь в настоящее время обогащается по различным техноло-
гическим схемам, причем их разнообразие не всегда оправдано
характеристикой исходного угля и требованиями к качеству про-
дух юн обогащения. Во многих случаях структура технологической
схемы »’,'iozKH,i.icii под и HiMiiiieM традиций и с учетом технического
уроним обир\лопания, выпускапшегося п период проектирования
>
и строительства обогатительных фабрик. Модернизация оборудо-
вания на фабриках в значительной степени способствовала изме-
нению классических схем обогащения, характеризуемых узкой
шкалой классификации, двухстадиальной обработкой некоторых
продуктов, усложненной водно-шламовой схемой, громоздкостью
оборудования и разнотипностью обогатительных процессов.
Из-за низкой надежности и недостаточной производительности
технологического оборудования возникали многопоточные схемы
с резервными технологическими линиями, предназначенными для
временной эксплуатации в случае возникновения каких-либо непо-
ладок в основной цепи механизмов. Практиковалось также деле-
ние продуктов на несколько потоков для обработки их в различ-
ных аппаратах, выполняющих одинаковую технологическую зада-
чу. Во многих случаях для получения требуемых показателей ка-
чества продукты (особенно шламовые) возвращались в процессе
в виде циркулирующей нагрузки.
В результате повышения влажности рядовых углей сухое пыле-
отделение и сухая классификация на машинные классы, широко
применявшиеся ранее, в большинстве случаев были заменены
классификацией и обесшламливанием с применением гидрогрохо-
тов и различных обесшламливающих устройств (обычно с дуго-
выми ситами), что создало предпосылки для использования фло-
тации угольного шлама.
Повышенное содержание минеральных примесей в добытом
угле и увеличенный выход мелких классов обусловили широкое
применение тяжелосредного обогащения, что способствовало по-
вышению точности разделения угля по плотности, более полному
извлечению горючей массы и улучшению качества продуктов обо-
гащения.
Внедрение машин и аппаратов с высокой производительностью
в значительной степени изменило технологические схемы углеобо-
гатительных фабрик, а использование флокуляции шламов п гид-
роциклонирования для их классификации и сгущения позволило
отказаться от громоздких пирамидальных отстойников и радиаль-
ных сгустителей, т. е. преобразовать водно-шламовые схемы.
Применение высокоэффективных флокулянтов и классификаци-
онных гидроциклонов способствовало организации замкнутого во-
дооборота и уменьшению сброса воды за пределы фабрики. Кроме
того, применение гидроциклонов для классификации шлама перед
флотацией способствовало повышению эффективности этого про-
цесса.
Внедрение тяжелосредного обогащения угля крупных классов
привело к увеличению общего числа технологических операций,
выполняемых на углеобогатительных фабриках, главным образом
из-за вспомогательных операций по приготовлению и регенерации
минеральной суспензии. Для примера рассмотрены несколько наи-
более характерных технологических схем углеобогатительных фаб-
рик, находящихся в различных угольных бассейнах страны и пред-
7
Рис. 1.1, Схема цепи аппаратов ЦОФ «Суходольская» ПО «Ворошиловград-
углеобогащение»:
I — вагоноопрокидыватель; 2 — грохот предварительного грохочения; 3 — дробилка двух-
валковая зубчатая; 4 — грохот классификационный (отверстия сит 25 и 13 мм); 5 — сепа-
ратор тяжелосредный двухпродуктовый (I стадия); 6— сепаратор тяжелосредиый двухпро-
Луктовый (II стадия); 7, 9, 10 — грохот для обезвоживания и промывки соответственно
концентрата, промпродукта и отходов; 8— регулятор плотности суспензии, 11 — дробилка
молотковая; 12 — сепаратор электромагнитный; 13 — сито дуговое; 14 — машина отсадочная
41 стадия); 15— гидроциклон классификационный; 16—отстойник пирамидальный; 17 —
грохот обезвоживающий (отверстия сит 6 и 1 мм); 18— центрифуга вертикальная филь-
трующая; 19— машина отсадочная (II стадия); 20 — сгуститель радиальный; 21— аппарат
кондиционирования пульпы; 22 — флотомашина; 23 — вакуум-фильтр дисковый; 24 — сгус-
титель радиальный для флотации отходов; 25 — сушилка барабанная; 26 — кран козловой
с грейфером; 27 — наружный шламовый отстойник
назначенных для обогащения коксующихся, энергетических углей и
антрацитов.
Технологическая схема ЦОФ «Суходольская»
ПО «Ворошиловградуглеобогащение». ЦОФ «Суходольская» пред-
назначена для обогащения коксующихся углей в отдельных сек-
циях. Схемой (рис. 1.1) предусмотрено обогащение рядового угля
трех машинных классов: +13; 0,5—13 и —0,5 мм.
Крупный класс обогащают в две стадии в двух тяжелосредных
сепараторах с выделением трех продуктов: отходов, промпродукта
и концентрата. Промпродукт после дробления поступает на конт-
рольную отсадку совместно с промпродуктом, получаемым после
отсадки мелкого угля. Применение отсадки после тяжелосредной
сепарации не совсем рационально. Более целесообразно было бы
подавать дробленый промпродукт совместно с промпродуктом от-
садки в тяжелосредные гидроциклоны.
Мелкий класс (0—13 мм) обогащают в двухступенчатой отса-
дочной машине с дообогащением промпродукта в трехступенчатой
отсадочной машине. В данном случае нарушается принцип прямо-
точности в результате циркуляции тяжелого продукта средней сту-
пени отсадочной машины. Циркуляция обычно не дает технологи-
ческого эффекта и приводит только к излишнему шламообразова-
нию.
Неудачно решена и схема переработки крупнозернистого шла-
ма, так как нарушены принципы прямоточное™ и малооперациоп-
ностн. Крупный шлам после двойного сгущения в пирамидальных
отстойниках и гидроциклонах циркулирует в схеме через отсадоч-
Рис. 1.2. Схема цепи аппаратов ЦОФ «Сибирь* ПО «Южкузбассуголь*-
1 — грохот цилиндрический; 2 — дробилка двухвалковая зубчатая; 3 — грохот классифика-
ционный (отверстия сита 13 мм); 4, 8 — сепаратор тяжелосредный двухпродуктовый; 5»,
7 — грохот для обезвоживания соответственно отходов и промпродукта (отверстия сит 13
и I мм); 6— делитель; 9, И— грохот для обезвоживания и промывки соответственно*
промпродукта и концентрата; 10 — сепаратор электромагнитный; 12 — грохот конический^
13— машина отсадочная; 14, 15 — грохот для дополнительного обезвоживания соответст-
венно отходов и промпродукта (отверстия сита 1 мм); 16 — сушилка барабанная; /7 —
багер-зумпф; 18 — центрифуга вертикальная фильтрующая.; 19 — гидроклассификатор; 20—
сгуститель радиальный; 21 — аппарат кондиционирования флотационной пульпы; 22 — фло-
тационная машина; 23 — вакуум-фильтр дисковый; 24 — сгуститель радиальный (для отхо-
дов флотации); 25 — гидроотвал
ную машину мелкого угля. Было бы целесообразно исключить
циркуляцию, использовав более эффективный метод обогащения
шлама. На ЦОФ «Суходольская» применена широко распростра-
ненная водно-шламовая схема, предусматривающая двухстадиаль-
ное осветление оборотной воды в пирамидальных отстойниках и
радиальных сгустителях, флотацию шлама, сгущение отходов фло-
тации в радиальном сгустителе и окончательное их улавливание'
и складирование в шламовых отстойниках.
Технологическая схема ЦОФ «Сибирь» ПО «Юж-
кузбассуголь». На ЦОФ «Сибирь» (рис. 1.2) применяются такие
же методы обогащения, как и на ЦОФ «Суходольская»: обогаще-
ние в тяжелых средах, отсадка и флотация.
В отличие от ранее рассмотренной схемы, всплывший продукт
тяжелосредной сепарации I стадии перед поступлением в сепара-
тор II стадии обогащения поступает на контрольную классифика-
цию по крупности 13 мм, при этом происходит разделение рабочей
и разбавленной суспензии.
Надрешетный продукт крупностью I—13 мм вместе с мелким
машинным классом обогащают в трехступенчатой отсадочной ма-
шине, причем тяжелые фракции выделяются только в первой и
последней ступенях, а тяжелая фракция средней ступени направ-
ляется или в породный, или в промпродуктовый элеватор (зави-
сит от характеристики исходного угля и требований к качеству
конечных продуктов обогащения).
Рис. 1.3. Схема цепи аппаратов ЦОФ «Свердловская» ПО «Антрацитуглеобо-
гащение»:
L, И, III, IV— комплексы соответственно подготовки угля к обогащению; тяжелосредного
обогащения, флотации тонких шламов, отсадки; I — вагоноопрокидыватель роторный; 2 —
грохот цилиндрический; 3 — дробилка щековая; 4 — грохот мокрой классификации (отвер-
стия сит 25 и 13 мм); 5 — сепаратор тяжелосредный двухпродуктовый; 6, 7—грохоты для
обезвоживания и промывки концентрата и отходов (отверстия сит 13 и I мм); 8— ма-
шина отсадочная; 9 — грохот конический; 10 — гидроциклон сгустительный; 11 — багер-
зумпф; 12— центрифуга горизонтальная фильтрующая; 13— грохот обезвоживающий (от-
верстия сита 6 мм); 14 — сепаратор электромагнитный; 15— сгуститель радиальный; 16—
аппарат кондиционирования пульпы; 17 — флотационная машина; 18— вакуум-фильтр дис-
ковый; 19— сушилка кипящего слоя; 20 — сгуститель; 21 — грохот для рассортировки кон-
центрата (отверстия сит 25; 13 и 5 мм)
Подрешетные воды обезвоживающих грохотов осветляют не. в
громоздких пирамидальных сгустителях, а в сравнительно неболь-
ших по объему багер-зумпфах с последующей доводкой их в ра-
диальных сгустителях. Флотоконцентрат после обезвоживания на
вакуум-фильтрах вместе с мелким концентратом, обезвоженным
на центрифугах, подают на термическую сушку и отгружают в
смеси с крупным концентратом, выделенным во II стадии тяжело-
средной сепарации. Отходы флотации после сгущения в радиаль-
ном сгустителе направляют в илонакопитель.
Осветленная вода радиальных сгустителей и илонакопителя
поступает в сборник и используется в качестве оборотной воды.
В рассмотренной схеме в основном соблюдается принцип прямо-
точности: в циркуляцию поступает только фугат центрифуг мел-
кого концентрата. Таким образом, на ЦОФ «Сибирь» более про-
грессивная схема обогащения, чем на ЦОФ «Суходольская».
Технологическая схема ЦОФ «Свердловская»
ПО «Антрацитуглеобогащение». ЦОФ «Свердловская» (рис. 1.3)
построена в 1981 г. и предназначена для обогащения антрацита.
Ее производственная мощность 1730 т/ч по исходному питанию.
В схеме фабрики предусмотрены аккумулирующие дозировоч-
ные бункера для шихтовки привозных и местных антрацитов по-
сле их предварительной классификации на цилиндрическом грохо-
те и дробления до 150 мм. Обогащают антрациты трех машинных
классов: +13, 1—13 и —1 мм. Схемой предусмотрена мокрая
классификация на грохотах ГИСЛ-72.
Крупный класс обогащают в тяжелосредном сепараторе в одну
стадию с выделением отходов и концентрата, мелкий— в трехсту-
10
пенчатой отсадочной машине ОМ-24 с выделением отходов и кон-
центрата.
Крупный концентрат после отделения суспензии и классифика-
ции на товарные сорта поступает в отгрузочные бункера, мел-
кий — после классификации и обезвоживания также поступает в
отгрузочные бункера и реализуется как сортовое топливо.
Шламовые воды после сгущения в радиальном сгустителе на-
правляют на флотацию. Для разбавления пульпы сюда же на-
правляют фильтрат вакуум-фильтра, чистую воду и слив класси-
фикационного гидроциклона.
Концентрат флотации обезвоживают на вакуум-фильтрах и по-
сле сушки в кипящем слое совместно с мелким концентратом
крупностью 0—6 мм подают в отгрузочные бункера. Отходы фло-
тации сгущают в конических сгустителях СЮ и сбрасывают в ило-
накопитель, а осветленную воду возвращают в оборот.
На ЦОФ «Свердловская» применено новое высокопроизводи-
тельное оборудование и используются такие новые процессы, как
сушка в кипящем слое и сгущение отходов флотации в конических
сгустителях.
Технологическая схема ОФ разреза «Нерюн-
гри н с к и й» ПО «Якутуголь» (рис. 1.4) существенно отличается
от рассмотренных выше схем как способами подготовки угля пе-
ред обогащением, так и методами обогащения.
Схемой подготовки угля перед обогащением предусмотрена
трехстадиальная система дробления с классификацией по круп-
ности перед каждой стадией дробления. Для этой цели примене-
ны различные типы дробилок и классификационных грохотов.
Рис. 1.4. Схема цепи аппаратов ОФ разреза «Нерюнгринский» ПО «Якутуголь»:
/ — грохот колосниковый (щель 200 мм); 2— дробилка щековая; 3—грохот цилиндриче-
ский; 4 — дробилка двухвалковая зубчатая; 5 — грохот вибрационный (отверстия ент
30 мм); 6— багер-зумпф; 7 — центрифуга; 8— сито дуговое; 9—гидроциклои тяжелосред-
ный трехпродуктовый; 10— смеситель; 1! — грохот обесшламливающий (щель 0,5 мм); 12 —
бак регулирующий; 13— сепаратор электромагнитный; 14—аппаратура автоматического
управления; 15 — гидроциклон сгустительиый; 16 — делитель; 17—грохот обезвоживающий;
18— аппарат кондиционирования пульпы; 19— флотомашииа (I стадия); 20— вакуум-фильтр
дисковый; 21 — флотомашииа (II стадия); 22 — сгуститель; 23 — сушилка кипящего слоя;
24 — пресс фильтр
11
Весь рядовой уголь, измельченный до крупности менее 30 мм,
Поступает в багер-зумпф и затем обесшламливается на вибрацион-
ных грохотах с размером отверстий сит 0,5 мм. Надрешетный.про-
дукт смешивается в смесителе с минеральной суспензией заданной
плотности и поступает в трех продуктовые гидроциклоны. В цик-
лоне уголь разделяется на три продукта: концентрат, промпродукт
и отходы. Концентрат и промпродукт после отмывки магнетита и
обезвоживания на центрифугах направляют в сушильные устрой-
ства с кипящим слоем, предусмотренные отдельно для сушки кон-
центрата и промпродукта.
Отходы после обезвоживания на грохоте поступают в отвал.
В схеме фабрики применена раздельная регенерация для концент-
рата и промпродукта с отходами. Слив магнитных сепараторов
после классификации в гидроциклонах используют для промывки
продуктов обогащения, а сгущенный шлам направляют на фильт-
рование. На флотацию подают слив багер-зумпфов.
Отходы флотации с добавлением флокулянта сгущают в кони-
ческом сгустителе и затем обезвоживают на фильтр-прессах. Слив
конических сгустителей и фильтрат возвращают в оборот.
Рассмотренная схема современной углеобогатительной фабрики
в наибольшей степени отвечает принципам малооперационности и
прямоточное™, что обусловлено главным образом применением
принципиально нового обогатительного оборудования — трехпро-
луктовых тяжелосредных гидроциклонов.
Глава 2
КОМПЛЕКС ПОДГОТОВКИ УГЛЯ
ПЕРЕД ОБОГАЩЕНИЕМ
2.1.	Назначение углеподготовительного отделения
Комплекс углеподготовки, обычно называемый углеподготови-
тельным отделением обогатительной фабрики, предназначен для
бесперебойного приема рядовых углей от шахт-поставщиков и
подготовки угля к обогащению.
Углеподготовительные отделения должны обеспечивать ритмич-
ную работу обогатительной фабрики независимо от поступления
рядовых углей и бесперебойный прием и разгрузку железнодорож-
ных вагонов независимо от режима работы обогатительной фаб-
рики. При эксплуатации комплекса углеподготовки следует стре-
миться, чтобы в аккумулирующих бункерах всегда имелся доста-
точный запас всех углей, входящих в состав шихты, и в то же
время была свободная емкость для приема очередной партии по-
ступающих углей. Для этого необходимо правильно планировать
остановки фабрики на ремонт, а также шихтовку и оперативную
перешпхтовку, если обнаружится угроза возникновения диспропор-
ции между расходом и поступлением углей какой-либо шахто-
группы.
В углеподготовительных отделениях выполняются следующие
операции: прием и распределение рядового угля по шахтогруппам,
отделение посторонних предметов (металл, дерево), усреднение и
шихтовка, предварительная классификация и дробление крупных
кусков угля и породы. К подготовительным операциям относится
также классификация угля на машинные классы, хотя выполня-
ется она нс в помещении углеподготовительного отделения, а в
главном корпусе обогатительной фабрики.
Уголь, поступающий на углеобогатительные фабрики со мно-
гих шахт, как правило, резко различается по свойствам. В таком
виде он, естественно, не может направляться непосредственно на
обогащение, так как невозможно будет получить продукты обога-
щения стабильного качества. Кроме того, из-за колебаний грану-
лометрического состава не будет равномерной загрузки технологи-
ческих комплексов, перерабатывающих различные классы угля.
Для усреднения качества все поступающие на обогащение угли
разбивают на отдельные шахтогруппы с таким расчетом, чтобы в
каждую из них вошли угли, близкие по свойствам. За углями
каждой шахтогруппы закрепляют определенные ячейки аккумули-
рующих бункеров. В зависимости от плана поставки рядовых уг-
лей определяют долевое участие углей каждой шахтогруппы. Ших-
товка рядового угля с помощью автодозаторов сводится к на-
стройке дозаторов на подачу необходимой массы угля из каждой
13
ячейки аккумулирующего бункера по программе, задаваемой дис-
петчером.
Значительные трудности возникают при поступлении очень
влажных углей. В таких случаях затрудняется выпуск угля из
горловины бункера: образуются прочные своды, приводящие к
зависанию материала, уменьшению точности дозировки увлажнен-
ных углей и нарушению ритмичности работы фабрики. Для улуч-
шения выпуска влажного материала используют специальную об-
лицовку внутренней поверхности горловины, расширяют выходное
отверстие бункера и применяют эффективные способы обрушения
сводов (виброобрушение). При эксплуатации аккумулирующих
бункеров нельзя допускать многочасового залеживания влажного
материала в бункере, необходимо по возможности чаще произво-
дить его полную разгрузку и чистку. Для улучшения выпуска ма-
териала в бункера загружают уголь достаточно широкого диапа-
зона крупности, так как особенно мелкие классы влажного угля
склонны к сводообразованию и зависанию в выходном отверстии
бункера.
Для устранения и предупреждения зависаний на материал воз-
действуют силовыми импульсами от пневматических или вибраци-
онных обрушителей, включаемых автоматически в период прекра-
щения выхода материала из бункера.
В углеподготовительном отделении выполняется операция под-
готовки рядового угля по крупности, чтобы на обогащение посту-
пил уголь с размерами частиц не больше, чем допустимо для дан-
ного метода обогащения. Ограничение крупности диктуется также
условиями транспортировки крупных машинных классов по же-
лобам, чтобы исключить заклинивание транспортных потоков
крупными кусками угля или породы. Для этого до поступления
рядового угля в аккумулирующие бункера он подвергается пред-
варительной классификации по размеру 150 или 200 мм с после-
дующим дроблением надрешетного продукта. Верхний предел
крупности угля, поступающего на предварительную классифика-
цию, ограничен только размером ячеек в решетках углеприемных
бункеров (обычно 400x400 мм)
2.2.	Отделение дробления
Дробление на углеобогатительных фабриках применяют для
доведения кусков горной массы рядового угля до необходимой
крупности при подготовке его к обогащению или при подготовке
товарных сортовых углей после обогащения. Значительно реже
применяют избирательное дробление, которое основано на раз-
личии в прочности компонентов материала горной массы. Под
дейстппсм одинаковых усилий менее прочный компонент раз-
р\ищется интенсивнее более прочного.
< п<к<»6ы дробления отличаются видом деформации материала:
рп iH.iii iimainicM, рискалынаппем, изломом и ударом.
Раздавливанием материал разрушается в щековых, конусных
и валковых дробилках, ударом и раскалыванием — в молотко-
вых и роторных дробилках.
На углеобогатительных фабриках для крупного дробления (до
100—150 мм) в зависимости от твердости вмещающих пород при-
меняют щековые или валковые дробилки, а для среднего (до 25—
80 мм) и мелкого (до 3—13 мм) дробления — молотковые и ро-
торные. Различают сухое и мокрое дробление.
На процесс дробления влияют такие технологические показате-
ли, как прочность, хрупкость, крупность и форма кусков угля и
вмещающих пород, а также влажность исходного материала. По-
казателем, характеризующим процесс, является степень дробле-
ния i — отношение размеров максимальных по крупности кусков
материала или средневзвешенных диаметров кусков материала до
и после дробления.
Для крупного и среднего дробления 1=34-10, для мелкого —
/=104-30. Степень дробления промпродукта определяется техно-
логической необходимостью полного или частичного раскрытия
сростков угля и породы перед следующей стадией обогащения и
требованием минимального переизмельчения.
Наиболее широко распространены на углеобогатительных
фабриках, валковые, щековые, молотковые и роторные дробилки.
Для крупного дробления применяют двухвалковые зуб-
чатые дробилки типа ДДЗ (ДДЗ-4, ДДЗ-6, ДДЗ-10,
ДДЗ-16 и ДДГ-10) (табл. 2.1). Дробилки типа ДДЗ (рис. 2.1)
конструктивно не отличаются друг от друга.
При высоком содержании в горной массе крупнокусковой по-
роды с коэффициентом крепости /=64-8 дробилки типа ДДЗ ра-
ботают неудовлетворительно: при попадании крупных крепких
кусков породы подвижной валок отходит, пропуская много круп-
ных кусков угля, валки заклинивают зубчатые сегменты и узлы
их крепления к валкам повреждаются. С учетом этих недостатков
Ясиноватским машиностроительным заводом в 1975 г. была раз-
работана и с 1979 г. выпускается зубчатая дробилка ДДГ-10
(рис. 2.2), предназначенная для дробления горной массы с f^9.
При создании дробилки ДДГ-10 за основу была принята дробил-
ка ДДЗ-10.
Двухвалковые зубчатые дробилки отличаются простотой кон-
струкции, надежностью в работе, большой производительностью.
По сравнению с другими типами дробилок они меньше переиз-
мельчают уголь и имеют пониженный удельный расход электро-
энергии. Поступающий материал дробится зубчатыми съемными
сегментами из износостойкой марганцовистой стали. Для предот-
вращения поломки дробилки при попадании в нее недробимых
предметов приводной вал дробилки монтируют на двух роликовых
самоустанавливающихся подшипниках, заключенных в корпус. На
конце вала находится предохранительная шариковая муфта. При
попадании между валками недробимого материала срабатывет
предохранительное амортизирующее устройство и подвижный ва-
15
16
Рис. 2.1. Дробилка двухвалковая
зубчатая типа ДДЗ:
/ — электродвигатель; 2 — шариковая муф-
та; 3 — клиноремеиная передача; 4 — при-
водной вал; 5 — редуктор; 6, 7 -— соот-
ветственно неподвижный и подвижный
зубчатые валки; 8 — виброизолирующее
устройство
in
лок отходит. Корпуса его подшипников, скользя по круглым на-
правляющим, передвигают рейки, которые вращают зубчатые ко-
леса пружинного амортизатора и сжимают пружину. Недробимый
материал проходит между валками, и пружина возвращает назад
весь валок.
Если валок отошел на максимальное расстояние, то корпусом
подшипника через концевой выключатель, установленный на од-
ной из стоек, отключается электродвигатель. Дробилка приводится
в действие от отдельно установленного асинхронного электродви-
гателя с помощью клиноременной передачи.
Вращение передается на приводной вал, а затем через синхро-
низатор на неподвижный и подвижный валки. Подвижный зуб-
чатый валок вращается от приводного вала через редуктор.
Производительность дробилки Q (т/ч) прямо пропорциональна
частоте вращения п (мин-1), диаметру D (м) и длине I (м) вал-
ков;
Q = 28, SDnlap,
СЗ
к
S
а
л
о
3
С5
где а — ширина щели между гладкими поверхностями валков, м;
р —плотность материала (1,44-1,6), т/м3.
Для крупного дробления горной массы, содержащей твердую
и сверхтвердую породу, на некоторых фабриках применяют ще-
ковые дробилки. Дробящими органами щековых дробилок
являются неподвижная щека, закрепленная в корпусе дробилки на
короткой (передней) стенке, и подвижная, подвешенная на оси,
щека, которая легко проворачивается в подшипниках скольжения,
смонтированных на длинных стенках станины. С помощью экс-
центрикового вала-шатуна подвижная щека совершает возвратно-
поступательное движение. Горная масса дробится в момент сбли-
жения щек и перемещается вниз под действием собственного веса.
2 Зак. 961	17
Ширина разгрузочной
щели определяется как рас-
стояние между впадинами
одной щеки и выступами
противоположной щеки в
самой нижней части рабоче-
го пространства при наи-
большем удалении щек друг
от друга и изменяется в оп-
ределенных пределах регу-
лировочными клиньями или
мерными прокладками.
При прочих равных ус-
ловиях от ширины разгру-
зочной щели зависит круп-
ность продукта дробления,а
также производительность
щековых дробилок.
При постоянной ширине
разгрузочной щели произво-
дительность дробилки воз-
растает с уменьшением кру-
пности загружаемого мате-
риала, а при одной и той же
крупности загружаемого ма-
териала опа резко снижает-
ся с уменьшением ширины
разгрузочной щели.
эостым (по дугам окружно-
Рис. 2.2. Дробилка зубчатая типа ДДГ-10:
1 — неподвижный валок; 2 — рама; 3 — подвиж-
ный валок; 4 — электродвигатель; 5 — клиноре-
мениая передача; 6 — приводной вал; 7 — редук-
тор
Щековые дробилки выпускают с
сти) и со сложным (по замкнутой кривой) движением подвижной
щеки относительно ее подвеса (табл. 2.2).
При одинаковых размерах загрузочного отверстия производи-
тельность щековых дробилок находится практически в прямой за-
висимости от частоты качаний подвижной щеки. Следует подби-
рать оптимальный режим работы дробилки, т. е. такой, при ко-
тором производительность ее была бы максимальной, а расход
электроэнергии минимальным. Производительность Q (т/ч) ще-
ковой дробилки может быть определена по эмпирической формуле
Q = l,5[xf/zZ)CpS/,
где р — коэффициент разрыхления горной массы (0,25—0,75);
у — плотность горной массы, кг/м3; п — частота вращения вала
эксцентрика, мин-1; Dcv — средний размер кусков дробленого ма-
териала, м; S — ход подвижной щеки, м; I— длина разгрузочной
щели дробилки, м. Ширина загрузочного отверстия дробилки дол-
жна быть па 10—15 % больше максимального размера наиболь-
ших кусков в питании. Щековые дробилки имеют простую конст-
рукцию и небольшую высоту, они надежны в работе.
18
2*
19
Техническая характеристика щековых дробилок
Рис. 2.3. Щековая дробилка с простым движением подвижной щеки:
1 — неподвижная щека; 2 — подвижная щека; 3 — ось подвижной щеки; 4 — маховик; 5 —
эксцентриковый вал; 6— шатун; 7, 8— распорные плиты; 9— тяга
Щековые дробилки с верхним подвесом и простым движением
подвижной щеки типа ЩДП (рис. 2.3) изготовляют на заводе
Волгоцеммаш (г. Тольятти). Они способны дробить горную массу
с коэффициентом крепости f до 20. Корпус дробилки состоит из
передней, задней и двух боковых стенок, образующих рабочую
камеру. Передняя стенка выполняет роль неподвижной щеки.
Дробящими органами являются неподвижная щека, закрепленная
в корпусе, и подвижная щека.
Подвижная щека, представляющая собой стальную отливку ко-
робчатого сечения, подвешена на оси, опирающейся на подшип-
ники, укрепленные в боковых стенках станины. Подвижную и не-
подвижную щеки футеруют сменными рифлеными плитами из вы-
сокомарганцовистой стали. Боковые стенки камеры дробления фу-
теруют гладкими плитами.
Щековые дробилки со сложным движением подвижной щеки
типа ЩДС (рис. 2.4) изготовляют на Выксунском заводе дро-
бильно-размольного оборудования (ДРО). Они предназначены
для дробления горной массы с коэффициентом крепости f до 20.
Подвижная щека подвешена непосредственно на эксцентрик вала
дробилки, вращающегося по часовой стрелке.
Для мелкого дробления промпродукта на углеобогатительных
фабриках применяют молотковые дробилки, а для дроб-
ления твердых и сверхтвердых пород — роторные. В дробил-
ках ударного действия, к которым относятся роторные и молот-
20
Рис. 2.4. Щековая дробилка со сложным
движением подвижной щеки:
/ — подвижная щека; 2 — передняя стенка; 3 —
станина; 4 — приводной вал; 5 — задняя балка;
6 — замыкающее устройство; 7 — распорная плита
ковые, материал разрушает-
ся под ударами бил, укреп-
ленных на дисках быстро-
врашаюшегося ротора. В
молотковых дробилках би-
лы (молотки) закреплены
на дисках шарнирно, а в ро-
торных — жестко. Круп-
ность дробленого материа-
ла в молотковых дробилках
регулируется изменением
размера отверстий колосни-
ковой решетки. Молотковые
дробилки выпускают с ко-
лосниковыми решетками и
без них. В дробилках без
колосниковой решетки про-
изводительность выше, не-
обходимая крупность дроб-
леного материала достига-
ется при работе с повышен-
ной частотой вращения ро-
тора. В роторной дробилке
крупность дробленого мате-
риала зависит от зазора между билами и отражательными плита-
ми. Разгружается дробленый продукт через выходную щель или
зазоры между колосниками решетки.
Различают молотковые и роторные дробилки одно- и двухро-
торные с последовательным дроблением каждым ротором или с
одновременным дроблением двумя роторами, с нижней контроль-
ной колосниковой решеткой или без решетки. Однороторные дро-
билки подразделяют на реверсивные (ротор вращается в двух на-
правлениях) и нереверсивные (ротор вращается в одном направ-
лении) .
Однороторные дробилки в большинстве случаев имеют колос-
никовые решетки для контроля крупности дробленого материала.
В нашей стране молотковые однороторные дробилки изготов-
ляют в соответствии с ГОСТ 7090—72 (табл. 2.3).
Однороторная молотковая дробилка (рис. 2.5) состоит из кор-
пуса и ротора, посаженного на вал. Корпус имеет разъем по го-
ризонтальной плоскости, проходящей через ось вала. Верхнюю
часть корпуса футеруют сменными плитами из износоустойчивого
материала. Ротор состоит из двух концевых и нескольких проме-
жуточных дисков, разделяемых на валу шайбами, и молотков,
шарнирно укрепленных на дисках. Молотки, применяемые в дро-
билках, имеют различную форму и массу от 1 до 15 кг и более.
Число, форма и масса молотков зависят от крупности исходного
материала. Износ молотков оказывает значительное влияние на
21
Таблица 23
Техническая характеристика одиороторных молотковых дробилок
П сказатели	М6-4Б	М8-6Б	MI0-8	М13-16В	М20-30Г
Размеры ротора, мм: диаметр	600	800	1000	1 300	2 000
длина	400	600	800	1 600	3 000
Частота вращения ротора, мин-'	1250	1000	580 -950	735	490
Максимальный размер кусков в питании, мм	150	250	300	400	400
Производительность, т/ч	12—15	18—24	34—54	200	850—100
Ширина выходной щели ре- шетки, мм	25	13	45	10	15
Крупность дробленого продук- та, мм	0—30	0—13	0—50	0—10	0—15
Мощность электродвигателя, кВт	17	55	120	250	1 250
Габариты, мм: длина	1100	1350	1850	2 400	7 980
ширина	1031	1255	2040	2 800	3 800
высота	1150	1230	1510	1 900	3 100
Масса, кг	1370	2245	5800	16 000	53 500
Изготовитель	Ухоловский завод		Выксунский за-		Волге-
	«Стром машина»		вод ДРО		цеммгнн
Рис. 2.5. Нереверсивная молотковая дробилка:
/ рсчнптко; 2 — молотки; 3 — корпус; 4 — плиты броневые; 5 — ротор
22
гранулометрический состав дробленого продукта. Молотки заме-
няют после износа их с обеих сторон.
В нижней части корпуса размещена колосниковая решетка, ко-
торая занимает 135—180° окружности, описываемой молотками.
Колосниковая решетка состоит из поворотной и выдвижной сек-
ций. Ими регулируют зазор между вращающимися молотками и
внутренней поверхностью решетки. Колосники решетки имеют тра-
пецеидальное сечение, что обеспечивает свободное прохождение
дробленого материала. При мелком дроблении зазор между колос-
никами должен быть в 3—5 раз, а при крупном — в 1,5—2 раза
больше размера кусков дробленого продукта.
Производительность молотковой дробилки Q (т/ч) определяют
по формуле
„ _ kLDn-
3600(1 — 1) ’
где k — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки и кре-
пости дробимого материала (для угля £ = 34-4,5); L — длина ро-
тора, м; D — диаметр ротора по окружности молотков, м; п — час-
тота вращения ротора, мин1; i — степень дробления.
Роторные дробилки в соответствии с ГОСТ 12375—70 и
ГОСТ 12376—71 изготовляют двух типов: ДРК (дробилка ротор-
ная крупная) — для крупного дробления и ДРС (дробилка ротор-
ная средняя)—для среднего и мелкого дробления (табл. 2.4).
Конструкции этих однороторных дробилок аналогичны.
Для механизации удаления из горной массы крупнокусковой
породы и других посторонних предметов на шахтах и обогати-
тельных установках применяют барабанную дробилку
ДБ-28 (рис. 2.6, табл. 2.5), в которой используют эффект избира-
тельного дробления. При свободном падении и ударе о решета
дробилки уголь измельчается быстрее, чем порода. Дробление,
грохочение и удаление недробимых предметов происходят одно-
временно. Твердость компонентов должна отличаться друг от дру-
га нс менее чем в 1,3—1,5 раза.
В процессе дробления происходит частичное обогащение пере-
рабатываемого материала в результате удаления через решета
дробленого угля.
Для удобства монтажа, демонтажа и транспортировки барабан
выполнен разборным и состоит из двух фланцев, венца зубчатого,
решет, продольных балок, полок поднимающих и лопаток разгру-
жающих. Решета изготовляют из листовой стали толщиной 25 мм
с круглыми отверстиями диаметром 50; 100; 150; 200; 250 и 300 мм.
Внутри барабана устанавливают пять рядов поднимающих
полок сварной конструкции, с помощью которых недробимый ма-
териал перемещается вдоль оси барабана к разгрузочному же-
лобу.
Кожух дробилки состоит из отдельных сварных секций и пре-
пятствует выносу пыли в рабочее помещение.
23
Техническая характеристика роторных дробилок
Рис. 2.6. Дробилка барабанная ДБ-28:
/ — барабан, 2 — кожух; 3 — опорные ролики; 4 — опорная рама; 5 — привод
Исходный материал через загрузочный желоб кожуха посту-
пает в барабан, поднимается полками вверх и под действием соб-
ственного веса падает на внутреннюю поверхность решет бара-
бана.
Уголь дробится и просеивается через отверстия решет в при-
емную воронку бункера. Порода, металлические предметы, дерево,
резина и другие предметы перемещаются по полкам вдоль бара-
бана и выбрасываются разгрузочными лопатками в желоб.
Производительность барабанных дробилок Q (т/ч) определяют
по формуле	_____
Q = 0,72spp/z tg а |/ R63h3,
где $ — число рядов поднимающих полок; р— коэффициент раз-
рыхления горной массы; р — плотность горной массы, кг/м3; п —
Таблица 2.5
Техническая характеристика барабанной дробилки ДБ-28
Показатели	Диаметр отверстий решет барабана, мм					
	50	100	150	200	250	300
Производительность по исходному материалу, т/ч	240	300	400	550	650	750
Максимальный размер кусков в пи- тании, мм Длина барабана (рабочая), мм	800	800	800	800	800	800
	4500	4500	4500	4500	4500	4500
Число поднимающих (подающих) полок Частота вращения барабана, мин-1	20	20	20	20	20	20
	15,4	15,4	15,4	15,4	15,4	15,4
Габариты, мм длина	9250	9250	9250	9250	9250	9250
	4325	4325	4325	4325	4325	4325
высота Масса дробилки, кг	4050	4050	4050	4242	4242	4242
	34 600	34 000	34100	33 500	34 100	34 150
Изготовитель	Карагандинское объединение по производству горно-шахтного					
	оборудования					
25
24
частота вращения барабана, мин-1; а — угол наклона поднимаю-
щих полок, градус; — рабочий радиус барабана, м; h — тол-
щина слоя естественной постели (не менее 0,05 м, но не более уд-
военного размера отверстий в сите), м.
Эффективное дробление материала в барабанной дробилке
возможно только при оптимальной частоте вращения барабана
«опт = 32,2/£)6,
где Попт оптимальная частота вращения барабана, мин1; De,—
диаметр барабана, м.
Оптимальная частота вращения барабана составляет около
75 % критической икр, при которой сила тяжести дробимого куска
равна центробежной силе, которой он прижимается к внутренней
поверхности вращающегося барабана.
Поэтому при п^Пкр процесс дробления прекращается.
Значение критической частоты вращения барабана определяет-
ся по формуле
«кР = 42,3 । D6.
Эксплуатация дробильного о б о р у д о в а н и я. Дро-
билки всех типов работают без аварий и высокопроизводительно
только при правильной организации подачи питания, строгом со-
блюдении правил эксплуатации и технического обслуживания.
Максимальная производительность дробилки достигается в том
случае, если в ее питании содержится минимальное число кусков
с размером меньше размера разгрузочной щели дробилки и от-
сутствуют куски крупнее допустимых размеров для данной дро-
билки. На практике перед подачей в дробилки горную массу пред-
варительно грохотят.
Подача исходного материала в дробилки должна быть равно-
мерной по всей ширине загрузочного устройства и достаточной для
обеспечения максимальной производительности. Необходимо ис-
ключить попадание недробимых тел и металлических предметов в
горную массу, поступающую на дробление, так как это может при-
вести не только к повреждению оборудования, но и к авариям.
Для извлечения из горной массы металлических предметов на
фабриках применяют электромагнитные железоотделители.
С учетом опыта эксплуатации удалось выделить специфические
особенности технического обслуживания дробилок разных конст-
рукций.
В частности при обслуживании щековых и валковых дробилок
необходимо обеспечить такое натяжение ремней, чтобы не было
буксования на шкивах, перекосов и провисаний. Очищать рабочее
пространство щековой дробилки (при его забивке) следует только
сверху п только после ее полной остановки. С помощью специаль-
ного шаблона нужно постоянно контролировать ширину выпуск-
ной щели дробилки.
При пуске шековых дробилок в первую очередь включают
масляный насос и систему охлаждения, а через 3—5 мин после
26
этого — электродвигатель привода дробилки. Температура масла
при работе дробилки не должна превышать 35 °C. Горную массу
подают в дробилку после 1—2 мин работы ее в режиме холостого
хода. Останавливают дробилки в порядке, обратном пуску, т. е.
прекращают подачу питания и, после того как весь материал пол-
ностью пройдет через рабочее пространство, отключают электро-
двигатель, а затем маслонасос.
Валковые дробилки с зубчатыми валками при необходимости
можно пускать и под завалом. Быстроизнашивающимися частями
валковых зубчатых дробилок являются зубчатые сегменты и вкла-
дыши подшипников. Необходимо равномерно подтягивать гайки
болтов, сжимающих пружины, чтобы обеспечить одинаковое рас-
стояние между подвижными и неподвижными подшипниками вал-
ков. До пуска дробилки необходимо тщательно проверить проч-
ность закрепления движущихся элементов и исправность систем
смазки. Все движущиеся части дробилки и загрузочное отверстие
ее должны быть надежно ограждены.
Перед пуском молотковых и роторных дробилок необходимо
проверить крепление и исправность шкивов, полумуфт, подшипни-
ков, молотков и их осей, дисков ротора, приводных ремней и на-
личие смазки в подшипниках. Люки и лазы дробилки должны
быть плотно закрыты. Электродвигатель привода этих дробилок
включают только после полной проверки ее технического состоя-
ния. Материал в дробилку подают после того, как частота вра-
щения ротора достигнет рабочего значения. При дроблении влаж-
ного материала необходимо систематически проверять состояние
колосниковых решеток и очищать их при залипании.
2.3.	Отделение грохочения
Грохочение — процесс разделения горной массы на классы
крупности в результате рассева на ситах или колосниковых ре-
шетках с отверстиями необходимого размера.
Модулем шкалы сит называется отношение размеров отвер-
стий смежных сит. В угольной промышленности для рассева угля
применяют сита с модулем jq __ j 259
В технологических схемах углеобогатительных фабрик грохоче-
ние применяют при подготовке угля к обогащению, при обезво-
живании продуктов обогащения и их рассортировке на товарные
сорта.
Различают грохочение:
предварительное (выделение из горной массы крупных кусков
материала для последующего их дробления);
подготовительное (разделение исходного материала на несколь-
ко классов крупности для последующей переработки);
окончательное (разделение антрацита или угля на товарные
сорта для отправления потребителю).
Классы крупности каждого сорта и их засорение регламенти-
руются государственными стандартами. Кроме того, грохочение
27
применяют для отделения воды и шлама от рядового угля, при
обезвоживании продуктов обогащения, а также для отделения
магнетитовой суспензии и отмывки магнетита от продуктов обо-
гащения.
Порядок разделения классов угля по крупности при грохоче-
нии зависит от расположения сит на грохоте.
На углеобогатительных фабриках применяют грохочение от
крупных классов к мелким, при этом повышается эффективность
грохочения, уменьшается износ сит и снижается переизмельчение
угля.
Основные показатели, характеризующие процесс грохочения,—
производительность грохота и эффективность грохочения.
Производительность Q (т/ч) грохота определяют по формуле
Q — 3,6/?/гирр,
где В — ширина грохота, м; h —высота слоя материала на сите,
м; v — скорость перемещения материала вдоль грохота, м/с; р —
насыпная плотность материала, кг/м3; р,-—коэффициент разрых-
ления.
Эффективность грохочения по нижнему классу (материал круп-
ностью менее размера отверстия сит) — отношение массы этого
класса в подрешетном продукте к массе того же класса в исход-
ном материале.
Эффективность грохочения Е (%) на сите определяют по фор-
муле
£ = 1(У)(°- -100,
а (100 — [0
где а и р — содержание подрешетного класса, соответственно в
исходном материале и надрешетном продукте, %.
Если в грохоте два яруса просеивающей поверхности, то эф-
фективность грохочения на нижнем сите определяют по этой же
формуле, но исходным материалом для нижнего сита является
подрешетный продукт верхнего.
На эффективность грохочения влияют:
размер отверстий сита (чем меньше отверстие, тем ниже эф-
фективность грохочения);
влажность исходного материала (чем больше влажность, тем
ниже эффективность, особенно при грохочении на ситах с мел-
кими отверстиями);
крупность исходного материала, его гранулометрический со-
став, форма кусков, наличие «затрудняющих» зерен;
удельная производительность грохота;
конструктивные особенности грохотов и просеивающей поверх-
ности;
выбор режимных параметров;
условия подачи питания и другие факторы.
28
На углеобогатительных фабриках в зависимости от технологи-
ческого назначения процесса грохочения применяют грохоты раз-
личных типов.
Широко используют грохоты многооперационного назначения,
соответствующие современным требованиям однопоточности тех-
нологических схем и унификации оборудования. К ним относят
инерционные наклонные грохоты легкого типа (ГИЛ), тяжелого
типа (ГИТ) и инерционно-самобалансные легкого типа (ГИСЛ),
отличающиеся механизмом привода короба с ситами.
Успешно эксплуатируют также грохоты, специально разрабо-
танные для интенсификации отдельных операций грохочения, та-
кие как цилиндрические типа ГЦЛ, гидрогрохоты типа ГГЛ и
КПУ800, конические типа ГК, крутонаклонные с принудительной
очисткой сит типа ГЛС и др.
Грохоты для предварительной классификации.
На углеобогатительных фабриках для предварительной классифи-
кации горной массы используют односитные инерционные грохоты
тяжелого типа ГИТ51А и ГИТ71Н или цилиндрические ГЦЛ1 и
ГЦЛЗ. Надрешетный продукт грохотов предварительной класси-
фикации после удаления посторонних предметов направляют на
дробление.
Грохот ГИТ51А (рис. 2.7)—наиболее надежный и долговеч-
ный из инерционных грохотов: его короб и рабочую поверхность
изготовляют из толстолистового стального проката. Грохот может
работать при подаче питания крупностью 0—1200 мм. Основные
сборочные единицы грохота — короб, рама (для опорного испол-
нения), подмоторная рама, привод, вибровозбудитель, пружинные
опоры или подвески, боковые упоры.
Конструкция грохота ГИТ71Н аналогична конструкции грохо-
та ГИТ51А. Грохоты оборудованы либо просеивающей поверх-
ностью из листовой стали толщиной 25 мм с квадратными отвер-
стиями, либо колосниковой решеткой, которая состоит из отдель-
ных секций, устанавливаемых каскадами с расширением щели к
концу секции.
Для предохранения внбровозбудителя от абразивного износа
часть поверхности сита (над вибровозбудителем) выполнена без
отверстий.
Техническая характеристика инерционных наклонных грохотов
типа гит
Г рохот		ГИТ51А	ГИТ71Н
Размеры просеивающей поверхности, мм: ширина .				 длина		 Площадь сита, м2	 Размер отверстий в штампованных ситах.	1750 3500 6,1	2500 5000 12,5
ММ		50; 75; 100; 125; 150	60; 100; 125; 150
Расстояние между колосниками, мм Максимальный размер кусков в питании, мм		1200	40; 60; 100; 120; 125; 150 1200
29
Частота колебаний, мин-1 .....	600; 645; 700
Амплитуда	колебаний,	мм........... 5—7
Мощность	электродвигателя, кВт ...	22
Габариты при угле наклона а=10°, мм:
Длина.........................................  3995
ширина...................................... 3275
высота...................................... 2230
Масса, кг..................................... 6870
Изготовитель..............................Ворошиловград-
ский машино-
строительный за-
вод им. Пархо-
менко
650; 730
4—76
30
5 200
3 300
1 720
12 630
Воронежский
завод горно-обо-
гатительного
оборудования
Рис. 2.7. Грохот ГИТ51А:
а — подвесное исполнение; б — опорное исполнение: / — подвеска; 2—пружина; 3 — кожух
для вытяжной вентиляции; 4 — сито; 5 — вибровозбудитсль; 6 — короб
30
Рис. 2.8. Грохот ГЦЛ1:
1 — барабан; 2— желоб загрузочный; 3 — рама; 4 — привод; 5 — кожух; 6 — ролики; 7 —
желоб разгрузочный; 8 — ограждения
Грохоты цилиндрические ГЦЛ1 и ГЦЛЗ (рис. 2.8)
представляют собой вращающийся барабан, свободно лежащий
на роликах, укрепленных на раме. Просеивающая поверхность
барабана выполнена в виде многозаходной спирали, витки кото-
рой имеют Т-образный профиль. Шаг спирали выбирают в зави-
симости от требуемой крупности подрешетного продукта. Барабан
расположен под углом 8° к горизонту. Материал, загружаемый в
барабан с верхнего торца, благодаря наклону барабана и нали-
чию в нем спиралей перемещается к разгрузочному торцу.
Грохот отличается простотой конструкции, надежностью экс-
плуатации, и высокой производительностью.
Техническая характеристика цилиндрических грохотов типа ГЦЛ		
Грохот 		ГЦЛ1	ГЦЛЗ
Максимальный размер кусков в питании, мм .	250	500
Максимальная производительность, т/ч		400	1000
Ширина щелей между витками просеивающей поверх- ности, мм ....	.		.. 50; 70; 100		100; 150,
Шаг спирали барабана, мм		1539	200 1539
Рабочая длина барабана, мм		1500	2500
Диаметр просеивающей поверхности (внутренний), мм	1200	1700
Частота вращения барабана, мии 1	11	9.26
Мощность электродвигателя, кВт .	.	...	4,5	7,5
Габариты, мм: длина ....			3750	5700
ширина 		1750	2000
31
высота .	...................................
Масса, кг...........................................
Изготовитель .......................................
2400	3460
3200	9000
Карагандинский маши-
ностроительный завод
им. Пархоменко
Грохоты для подготовительной и окончатель-
ной классификации с обезвоживанием и обес-
шламливанием продуктов. При подготовке машинных
классов угля к обогащению применяют сухое или мокрое класси-
фикационное грохочение на грохотах типа ГИЛ или ГИСЛ. Гид-
рогрохоты применяют гораздо рейсе.
Грохоты типа ГИЛ применяют также при сухой классифика-
ции в операциях окончательного грохочения.
Конструкции грохотов ГИЛ42, ГИЛ43 и ГИЛ52 (рис. 2.9) ана-
логичны. Грохоты имеют унифицированные узлы, детали, конст-
руктивные и технологические элементы.
Режим работы грохота чаще всего регулируют изменениями
угла наклона короба, направления и частоты вращения вала ви-
бровозбудителя, массы дебаланса.
Рис. 2.9. Грохот ГИЛ43.
I — короб; 2 — виброизолнрующие элементы; 3 — электродвигатель; 4 — рама; 5 —вибровоз-
будитель
32
Техническая характеристика инерционных грохотов типа ГИЛ
Грохот	ГИЛ32	ГИЛ42	ГИЛ43	ГИЛ52
Размеры просеивающей поверхности, мм:			
длина .	2500	3750	3750	4500
ширина	 1250	1500	1500	1750
Площадь сита, м2	3,1	5,6	5,6	7,9
Число сит ...	....	2	2	3	2
Размер отверстий, мм	6—50	6—50	6—50	6—100
Максимальный размер кусков в питании,			
мм .		 100	150	200	300
Частота колебаний, мин-' .	1150	900: 1000 900; 1000900; 1000		
Амплитуда колебаний, мм	2,5	3—3,6	2,5—3	2,5—3
Угол наклона короба а, градус .	10—25	10—25	10—25	10—25
Мощность электродвигателя, кВт .	4	10	10	10
Габариты в подвесном исполнении при и=			
= 15°, мм:			
 длина .		 2840	4240	4265	4770
ширина .	....	2158	2705	2770	2955
высота	 1645	2340	2660	2480
Масса, кг ...			 1390	3065	3870	4950
Изготовитель .	............. Ворошиловградский машинострои-
тельный завод им. Пархоменко
Грохоты инерционные самобалансные легкого типа ГИСЛ при-
меняют на углеобогатительных фабриках для подготовительной и
окончательной классификации угля и антрацитов при сухом и
мокром грохочении, а также для обесшламливания, обезвожива-
ния и отмывки магнетита от продуктов обогащения.
Грохот типа ГИСЛ (рис. 2.10) состоит из короба, установлен-
ного на шести пружинных или резиновых опорах, электродвига-
телей и самосинхронизирующихся вибровозбудителей.
Внутри двух корпусов вибровозбудителей на подшипниках ка-
чения параллельно друг другу установлены валы с расположенны-
ми на них неуравновешенными массами (дебалансами), муфта-
ми или шкивами.
Короб грохота совершает колебательные движения в верти-
кальной плоскости под действием центробежной силы, возникаю-
г
I
Рис. 2.10. Грохот инерционный ГИСЛ72:
1, 8 — кронштейны; 2 — винт; 3 — ополаскивающее устройство;- 4 — короб; 5 — электродви-
гатель; 6 — вибровозбуднтель; 7 — пружина
3 Зак. 961	33
щей при вращении дебалансов вибровозбудителя. В грохоте пред-
усмотрен привод через эластичную муфту. Использование грохо-
тов типа ГИСЛ в различных технологических операциях углеобо-
гатительных фабрик позволило снизить затраты на их обслужива-
ние и повысить надежность эксплуатации. Впервые в отечествен-
ной практике разработан грохот ГИСЛ82 универсального назна-
чения с шириной просеивающей поверхности 3 м.
В результате того, что короб грохота ГИСЛ82 изготавливают
из трех боковин, в нем удалось использовать ряд узлов и дета-
лей грохота ГСЛ42 и уменьшить его массу.
Техническая характеристика грохотов инерционных самобалансных
легкого типа ГИСЛ
Грохот 		.	. ГИСЛ62	ГИСЛ72	ГИСЛ82
Размеры просеивающей поверхности.	мм:		
ширина		2000	2 500	3 000
длина ......	5000	6 000	7 000
Площадь сита, м2 .	10	15	21
Число сит ....	.	.	2	2	2
Размер отверстий сит, мм:			
проволочных .....	. . 6—60	6-60	6—100
штампованных .	10; ,13; 25;-	10; 13; 25;	10; 13; 25;
	50, 100	50; 100	50, 100
щелевых		0,5; 1; 1.6,	0,5; 1; 1,6;	0 5, 1; 1,6;
	2	2	2
Максимальный размер кусков в питании.			
ММ		600	600	600
Частота колебаний, мии-1 -	735	735	735
Амплитуда колебаний, мм .	.	.	. .	6	6	6
Угол наклона короба, градус .	.	.	0—25	0—25	0—25
Мощность электродвигателя, кВт .	.	.	17X2	22X2	40X2
Габариты, мм:			
длина .	5670	6 930	8 000
ширина	.....	2710	3 720	4 300
высота .	...	.	.	2630	2 500	2 700
Масса, кг .			9165	11 900	18 000
Изготовитель	Ворошнловградскин		чаш и костром-
	тельный	завод им. Пархоменко	
Для мокрого подготовительного грохочения применяют также
гидрогрохоты с неподвижной просеивающей по-
верхностью типа ГГЛ («Луганец»), разработанные Укр-
НИИуглеобогащением.
Грохот предназначен для мокрой классификации рядовых уг-
лей на два машинных класса по граничной крупности 6—25 мм.
Корпус грохота ГГЛ2 (рис. 2.11) представляет собой стацио-
нарную металлоконструкцию, состоящую из двух боковин, колос-
никовой просеивающей поверхности и расположенных над ней
брызгальных устройств. Просеивающая поверхность гидрогрохота
состоит из отдельных секций колосниковых сит, а каждая сек-
ция — из гребенок сварной конструкции с продольно расположен-
ными на них колосниками. Колосники трапециевидного профиля
приваривают в пазах гребенок.
Для равномерного распределения угля по ширине грохота и
смачивания применяют разравниватель, состоящий из сварного
34
I — разравниватель; 2 — корпус; 3 — трубы с консольными соплами; 4 — просеивающая По-
верхность; 5 — сопла; 6 — шиберы; 7 — камера; 8 — дуговые сита
каркаса и двух переходных втулок, которые выполняют функции
шарниров для обеспечения подвижности каркаса.
Уголь перемещается и рассевается на колосниковых решетках
под действием направленных под определенным углом к просеи-
вающей поверхности струй воды. Основной рабочий орган гидро-
грохота — трубы с закрепленными на них консольными соплами.
Консольное сопло изготавливают литым или сварным с отверсти-
ем щелевидной формы в нижней части. Сопло формирует водяную
струю, обеспечивает ей нужное направление и позволяет в широ-
ких пределах изменять гидравлический режим грохочения.
Под колосниковой поверхностью расположен ряд дуговых сит
для обезвоживания и обесшламливания подрешетного продукта.
Дуговые сита установлены в обезвоживающем поддоне кор-
пуса гидрогрохота. Основное назначение обезвоживающего поддо-
на — отделение воды и шлама от подрешетного продукта, направ-
ляемого в отсадочные машины.
Техническая характеристика гидрогрохотов типа ГГЛ и КПУ800
Грохот	ГГЛ	ГГЛ2 ГГЛЗ КПУ800
Производительность по рядовому углю, т/ч 400	600	800	824
Площадь рабочей поверхности, м2:
грохочения	4	4	4	4
обесшламливания и обезвоживания иад-
решетного продукта	—	—	—	5,5
обесшламливания подрешетного продук-
та	 ...	—	—	3	—
Расстояние между колосниками, мм . . 5—18	5—18	5—18	5—18
3*	35
Живое сечение просеивающей поверхности,
%		5=50	2=50	2=50	2s 50
Удельный расход воды, м3/т .	1,5	1,5	1,5	0,96
Напор воды, м		 Габариты при угле наклона решета 20°,	10	10	2=10	2=10
мм:				
длина .	4735	4735	5425	8 420
ширина			1920	1920	1920	2 950
высота		3250	3610	4585	6 100
Масса, кг .	.	5245	7200	8120	13 800
Изготовитель
Ворошиловградский машинострои-
тельный завод им. Пархоменко
Серийно выпускаемые инерционные грохоты малоэффективны
при сухой классификации мелких влажных углей и антрацитов
Для этих целей Гипромашуглеобогащение, УкрНИИуглеобогаще-
ние и ПОТТ разработали грохот с эластичной упруго
деформируемой просеивающей поверхностью
ГЭДП52.
Грохот ГЭДП52 (рис, 2.12) состоит из короба, в котором нахо-
дятся верхнее неподвижное и нижнее эластичное сита, и из рамы.
Короб и рама конструктивно выполнены из боковых стенок и же-
стко соединенных с ними поперечных балок. Поперечные балки
расположены в одной плоскости и служат опорами нижнего эла-
стичного сита.
Под действием центробежных сил, возникающих при вращении
дебалансов вибровозбудителя, рама совершает относительно коро-
ба маятниковые колебания в плоскости, перпендикулярной рыча-
гам. Участки эластичного сита, расположенные между балками
короба и рамы, натягиваются или провисают, т. е. подвергаются
чередующимся упругим деформациям изгиба и растяжения, в ре-
зультате чего исходный материал приобретает ускорение и проис-
ходит самоочистка сит.
Грохоты ГЭДП52 успешно применяют в операциях подготови-
тельного грохочения ГОФ «Партизанская» и «Вахрушевская» ПО
«Антрацитуглеобогащение».
Техническая характеристика грохота ГЭДП52
Производительность, т/ч........................................ До	300
Максимальный размер кусков в питании, мм .	.	.	300
Частота колебаний короба, мин-1 .	.	....	735
Амплитуда колебаний, мм.
рамы	...	10,5
короба .	. .	............................. 4
Угол наклона грохота к горизонту а, градус............... 10—25
Число сит ...	............................... 2
Размеры ячеек, мм
верхнего сита (металлическое) .	.	.	25x25
нижнего сита (резиновое) ...	7X25
Расстояние между опорами нижнего сита, мм ...	.	250
Площадь сит, м2.......................................... 7,9
Мощность электродвигателя, кВт .	...	.	22
36
Габариты при а=15°, мм:
длина .	4820
ширина	2630
высота..................................................... 2500
Масса (без	опор ограждений и двигателя), кг	7200
Изготовитель	.	Ворошиловград-
ский машино-
строительный за-
вод им. Пархо-
менко
Ленточно-струнный грохот ГЛС5 был разработан
УкрНИИуглеобогащением для предварительного отсева штыба из
рядовых антрацитов повышенной влажности или рассева антра-
цитов крупностью 0— 13 мм с выделением сорта АС крупностью
6—13 мм.
В настоящее время грохот применяют для предварительного
отсева мелких классов (0—6, 0—13 мм) из рядовых каменных уг-
лей и антрацитов повышенной влажности, выделения сорта АС
(6—13 мм) из антрацитов крупностью 0—13 мм и подготовитель-
ного грохочения углей по граничной крупности 6—13 мм.
В состав грохота ГЛС5 входят жесткие сварные рамы (под-
вижная и неподвижная) и роликоопоры для установки подвижной
рамы, совершающей возвратно-поступательное перемещение в
плоскости, параллельной просеивающей поверхности,— верхней
поверхности неподвижной рамы. Просеивающая поверхность со-
стоит из неподнижно закрепленных металлических лепт (струн),
образующих параллельно расположенные поперечные щели необ-
ходимого размера.
Исходный материал подают в верхнюю часть загрузочного же-
лоба, откуда он попадает на колосниковое сито. Оставшийся на
колосниковом сите материал поступает в разгрузочный желоб.
Основная же масса материала проходит сквозь щели между ко-
лосниками и падает на разгонный лист. С разгонного листа мате-
риал поступает на просеивающую
поверхность, образованную стру-
нами. На струнной просеивающей
поверхности происходит разделе-
ние влажного мелкого материа-
ла. Для поддержания сита в ра-
ботоспособном состоянии необхо-
дима непрерывная его очистка от
налипших мелких частиц и заст
рявших зерен граничного разме-
ра. Осуществляется она при по-
мощи очистителей, которые за-
креплены на подвижной раме и
совершают вместе с ней воз
вратно-поступательное движение
вдоль струн, очищая щели основ-
ной просеивающей поверхности.
Рис. 2.12. Грохот ГЭДП52:
1 — короб; 2 — верхнее сито; 3 — нижнее
эластичное сито; 4—рычаг; 5 — попереч-
ные балкн; 6 — дебалаисиый вибровозбу-
дитель; 7 — рама; 8 — поводковые рычагж
ЗУ
Техническая характеристика грохота ГЛС5
Производительность по исходному, т/ч...........................До 400
Максимальный размер кусков в питании, мм.......................... 300
Угол наклона к горизонту, градус .	.......	48—Б2
Число сит...................................................... 2
Ширина щелей сит, мм:
верхнего ...	.......................... .	.	.	60-80
нижнего........................ .............................6—20
Размеры сечения металлических лент нижнего сита, мм .	.	. 6Х10
Площадь нижнего снта, м2............................................ 4
Мощность электродвигателя,	кВт................................... 22
Число очистителей .	.	.	.	.	............. 9
Ход очистителей мм................................................   200
Частота двойных ходов, мнн-1................................. .	12
Габариты прн угле наклона 50°, мм:
длина .	.	..	.................... 3100
ширина...................................... ...	...	3000
высота............................. ......................... 4080
Масса, кг...................................................... 7500
Наладка и эксплуатация грохотов. Грохоты в про-,
цессе эксплуатации обычно не требуют специальной настройки и
регулировки, но при монтаже и наладке необходимо выполнять
все требования инструкции завода-изготовителя.
Перед пуском грохота необходимо проверить:
наличие смазки в вибровозбудителях;
исправность и надежность крепления сит;
наличие и правильность натяжения ремней или исправность
эластичных муфт;
наличие и исправность ограждений вращающихся частей;
исправность и чистоту ополаскивающих устройств;
ход движущихся элементов вибровозбудителя (вал должен ка-
чаться свободно, дебалансы должны возвращаться в исходное по-
ложение) .
Пускать и останавливать грохот можно только в режиме хо-
лостого хода, т. е. после полной очистки сит.
Загружать грохоты материалом необходимо равномерно по ши-
рине короба и таким образом, чтобы в загрузочной части короба
не скапливался подаваемый материал. Неравномерная загрузка
по ширине короба может привести к боковым раскачиваниям гро-
хота. Толщину слоя материала на сите необходимо регулировать
в зависимости от требуемой производительности и эффективности
процесса.
При эксплуатации обезвоживающих грохотов необходимо:
постоянно по шуму контролировать равномерность работы гро-
хота;
не менее одного раза в смену проверять состояние элементов
подвесок (в особенности пружин и канатов) или опор;
контролировать амплитуду колебаний короба;
следить за креплением сит и наличием смазки в вибровозбу-
дитслях;
периодически контролировать температуру нагрева подшипни-
ков вибровозбудителя. В течение первых двух часов работы гро-
38
хота она может повышаться, после чего должна быть постоянной
и не превышать температуру окружающей среды более чем на
35—40 °C;
отрегулировать подачу воды в ополаскивающие устройства и
постоянно следить за их работой, чтобы обеспечить более полное
ополаскивание материала.
Грохоты работают в условиях действия на их узлы и детали
больших динамических нагрузок и интенсивного абразивного из-
носа, вследствие чего в коробах и других узлах грохотов могут
образоваться трещины различных размеров. Эксплуатация грохо-
та при наличии таких трещин может привести к быстрому и пол-
ному разрушению всего короба.
Необходимо постоянно следить за состоянием просеивающих
поверхностей. Сита должны быть равномерно натянуты по всему
грохоту без провисаний и вспучиваний.
Нельзя устанавливать на колеблющихся частях грохота допол-
нительные детали или сборочные единицы, так как это может при-
вести к нежелательному изменению режима работы грохота или
к поломкам.
Ежесменное техническое обслуживание грохотов, осуществляе-
мое в течение смены, между сменами или в периоды технологиче-
ских простоев оборудования, необходимо для сохранения обору-
дования в работоспособном состоянии.
Ежесуточное техническое обслуживание предусматривает внеш-
ний осмотр узлов и деталей грохота; проверку наличия смазки в
подшипниках, состояния просеивающих поверхностей, ограждений
и заземлений; устранение неисправностей, выявленных и неустра-
ненных в период ежесменного технического обслуживания. От-
дельные составные части и быстроизнашивающиеся детали заме-
няют или восстанавливают во время текущего ремонта.
Безаварийная и эффективная работа грохота обеспечивается
только при обязательном выполнении всех требований техническо-
го обслуживания их.
Глава 3
КОМПЛЕКС ТЯЖЕЛОСРЕДНОГО ОБОГАЩЕНИЯ
3.1.	Общие сведения о технологии обогащения
углей в тяжелых средах
На современной углеобогатительной фабрике в комплекс тяже-
лосредного обогащения чаще всего подают крупные классы углей
и антрацитов, для чего используют двух- или трехпродуктовые тя-
желосредные сепараторы. Мелкие классы таким способом обога-
щают значительно реже.
В тяжелосредный комплекс кроме непосредственно обогати-
тельных аппаратов входят машины и аппараты, предназначенные
для приготовления суспензии, ее непрерывной регенерации и под-
держания заданной плотности.
Хорошие результаты обогащения могут быть получены лишь в
том случае, если все входящие в комплекс машины и аппараты
налажены и достаточно квалифицированно эксплуатируются. На-
ладку и первичную регулировку оборудования тяжелосредного
комплекса обычно проводят во время пуска фабрики или после за-
мены или капитального ремонта каждой единицы оборудования,
входящей в технологический комплекс.
Разделение угля по плотности в тяжелых средах происходит
иод действием гравитационных сил и сил сопротивления среды.
Условия разделения частиц обогащаемого угля в тяжелой среде
определяются соотношением сил, действующих на частицу: силы
тяжести Р, подъемной (архимедовой) силы R, силы сопротивления
среды и сил механического взаимодействия частиц при их сопри-
косновении. Равнодействующая G сил, действующих на частицу
в неподвижной среде:
G = P — R.
С учетом того, что P=Vp4g и /?=Урс£, где V — объем частицы,
и рс — плотность частицы и среды; g — ускорение свободного
падения, получим
G = Р'р-.я — рс.?1/.
Возможны три условия разделения частиц: рч>рс; рч<рс.
и рч = рс- В первом случае 6>0 и частица тонет, во втором G<0
в частица всплывает, в третьем G = 0 частица находится во взве-
шенном состоянии.
Сопротивления, действующие на частицу, подразделяют на: со-
противление, обусловленное внутренним трением или вязкостью
ереды, и динамическое сопротивление. В зависимости от размеров
частиц, движущихся в тяжелой среде, преобладает сопротивление
того или иного вида. При движении крупных частиц (например,
О
размером более 6 мм), на них действует главным образом сила
динамического сопротивления среды, для мелких частиц, наобо-
рот, преобладает сопротивление, обусловленное вязкостью среды.
Сопротивление среды зависит от размеров и формы частиц, плот-
ности и вязкости среды. Чем больше размеры частиц и чем мень-
ше вязкость среды, тем относительно меньшее сопротивление ис-
пытывает частица. Подвижность частиц в тяжелой среде зависит
от их размера и разницы в плотностях частиц и тяжелой среды.
Чем больше размер частиц и больше разница между плотностя-
ми частиц и тяжелой среды, тем быстрее происходит разделение.
Частицы, плотность которых близка к плотности тяжелой среды,
разделяются медленно. Движущиеся в суспензии частицы вытес-
няют соответствующий объем суспензии, т. е. воды вместе с час-
тицами утяжелителя
Если зерна обогащаемого материала близки по крупности к
частицам утяжелителя, то они могут вытеснять только воду и ве-
сти себя как взвешенные частицы утяжелителя. Эффективность
обогащения гравитационными методами повышается с увеличе-
нием разности скоростей падения разделяемых зерен. С уменьше-
нием размеров зерен снижается разность скоростей их падения и
резко возрастает время, необходимое для их разделения.
Интенсифицировать процесс обогащения мелких зерен угля
можно в поле действия центробежных сил, возникающих при вра-
щательном движении суспензии. Центробежную силу С, дейст-
вующую на частицу, определяют по формуле
С = тчг г,
где т — масса частицы; со —окружная скорость вращения; г —
радиус вращения; <о2/г — центробежное ускорение.
С учетом того, что m—G/g и ш = 2лгп/60, где п — частота вра-
щения, получим
С — Gv?n2r (900^).
Подставив числовые значения для л и g, окончательно получим
С — Огл2,895.
Из полученного выражения следует, что значение центробеж-
ной силы в значительно большей степени зависит от частоты вра-
щения суспензии, чем от радиуса вращения тела.
Для разделения мелкого угля по плотности в центробежном
поле используют тяжелосредные гидроциклоны. В качестве разде-
лительной среды обычно применяют магнетитовую суспензию, в
которой можно разделять уголь практически по любой плотности.
Мелкий уголь вместе с суспензией (с определенной скоростью я
под давлением) тангенциально вводят в гидроциклон. Плотность
разделения угля в тяжелосредном гидроциклоне может быть рав-
ной или выше плотности суспензии, подаваемой в него вместе с
углем. Частицы угля, плотность которых меньше плотности раз-
деления, удаляются из гидроциклона вместе с суспензией через
сливной патрубок, а частицы с большей плотностью разгружа-
ются через песковую насадку гидроциклона.
В промышленных условиях в качестве тяжелой среды при обо-
гащении углей широко применяют минеральные суспензии. Мине-
ральная суспензия — двухфазная система, состоящая из воды и
взвешенных в ней твердых тонкоизмельченных частиц тяжелого
вещества — утяжелителя.
В практике обогащения углей преимущественное распростра-
нение получили магнетитовые суспензии, утяжелителем в которых
является магнетит.
К преимуществам магнетита относятся: сравнительно низкая
стоимость, высокая плотность, малая истираемость, пригодность
к применению без дополнительной доводки до кондиции, удовлет-
воряющей техническим требованиям к утяжелителю, недефицит-
ность. Регенерация его в магнитных сепараторах проста и до-
статочно эффективна.
Плотность магнетитового концентрата, поставляемого железо-
рудными горно-обогатительными комбинатами, составляет 4400—
4600 кг/м3.
В зависимости от содержания £ зерен мельче 40 мкм различа-
ют магнетитовый утяжелитель крупный (£ = 404-50 %), мелкий
(£=504-60 %) и тонкий (£ = 604-75).
Крупный и мелкий магнетит целесообразно применять при обо-
гащении в стационарных проточных сепараторах с неглубокой
ванной и в трехпродуктовых гидроциклонах. Мелкий и тонкий
магнетит применяют в двухпродуктовых гидроциклонах. Чем выше
плотность тяжелой суспензии, тем более крупный магнетит может
быть применен в качестве утяжелителя.
Содержание магнитных фракций и магнетите, применяемом на
обогатительных фабриках в качестве утяжелителя, как правило,
составляет 94—96 % •
При обогащении углей и антрацитов в суспензиях высокой
плотности (2100—2200 кг/м3) для более полного извлечения го-
рючей массы следует применять магнетитовые суспензии с добав-
кой ферросилиция. В Советском Союзе разработана технология
производства низкокремнистого гранулированного ферросилиция,
частицы которого имеют шарообразную форму, гладкую, зеркаль-
ную поверхность и повышенную твердость. Плотность гранулиро-
ванного ферросилиция 6800—7200 кг/м3, он практически не под-
вержен коррозии.
Плотность суспензии рс (кг/м3) зависит от плотности утяже-
лителя рут (кг/м3) и его объемной концентрации сут (доли ед.) в
суспензии. Эта зависимость выражается формулой [1].
Рс = Рут^ут + Рв ( 1 " £ут) = ^ут (Рут Рв) + Рв-
Подставив в это выражение значение рв=Ю00 кг/м3, получим
рс = сут (РуТ-1000)+ 1000,
42
или
сУт= (Рс — 1000)/(рут — 1000).
Эти формулы применимы только для суспензий, образованных
из одного утяжелителя. Однако в магнетитовой суспензии при
обогащении углей обычно кроме магнетита содержатся угольные
и глинистые частицы. Тогда объемная концентрация твердого
ст (доли ед.) и плотность твердой фазы рт (кг/м3) будут
Ст = £ут Ч"
Рт == (Ру+ут + РпТш) (^ут “И С11)’
где сш и рш — соответственно объемная концентрация и плотность
шлама.
Массу сухого утяжелителя Р (кг) и объем воды Ув (м3), необ-
ходимые для приготовления суспензии заданной плотности, мож-
но рассчитать по следующим формулам:
р = Крут (Рс - Ю00)/(Рут - 1000);
VB= К-Р/Рут,
где Ус — требуемый объем суспензии данной плотности, м3.
Для зашламленной суспензии прежде всего определяют сред-
нюю плотность твердой фазы.
В ориентировочных расчетах параметров магнетитовой суспен-
зии рекомендуется принимать: рут=рм=4600 кг/м3 — средняя плот-
ность магнетита; рш=1500 кг/м3 — средняя плотность угольного
шлама.
3.2.	Оборудование для обогащения углей
в тяжелых средах
Тяжелосредн ые сепараторы. Для обогащения круп-
ного угля в магнетитовой суспензии применяют сепараторы типа
СКВ, СК и СКВП [2], выпускаемые Ворошиловградским маши-
ностроительным заводом им. Пархоменко. Сепараторы СКВ20.
СКВ32, СКВП20, СКВП32 предназначены для обогащения круп-
ного угля и сланца в магнетитовой суспензии плотностью от 1350
до 2200 кг/м3. Нижний предел крупности обогащаемого материа-
ла в указанных сепараторах, как правило, составляет 13 мм.
Для удобства компоновки сепараторы выпускают в правом и
левом исполнениях. Взамен сепараторов СКВ в настоящее время
выпускают сепараторы СКВП20 и СКВП32, принцип действия ко-
торых одинаков. Разработаны сепараторы СКВП32 двух модифи-
каций: с удлиненной и с короткой ванной. Их производительно-
сти по классу +25 мм равны соответственно 500 и 320 т/ч.
Основные узлы сепаратора СКВП32 (рис. 3.1) —корпус, коле-
со элеваторное, механизм гребковый, выпускное устройство, при-
воды колеса элеватора и механизма гребкового.
Элеваторное колесо кольцами опирается на катки, имеющие
винты для регулирования положения колеса относительно корпу-
«
Рис. 3.1. Сепаратор СКВП-32 двухпродуктовый с вертикальным элеваторным
колесом и удлиненной ванной:
1 — корпус; 2 —лопасти ковшей элеваторного колеса; 3 — загрузочные окна; 4, 5 — съемные
ковши; 6 — элеваторное колесо; 7 — выпускное устройство; 8 — карман для подачн суспен-
зии; 9 —лопастный погружатель; 10 — жалюзийная решетка; // — патрубок для подвода
суспензии; 12— загрузочный желоб; 13 — кожух; 14— разгрузочный скребковый механизм;
15— лопасти гребкового механизма; 16 — разгрузочный порог; /7 — сито; 18 — привод эле-
ваторного колеса; 19 — разгрузочные окна; 20 — опорные катки элеваторного колеса
еа сепаратора. Колесо элеваторное состоит из боковин с располо-
женными между ними ковшами. Для загрузки ковшей и выгруз-
ки отходов обогащения из сепаратора предусмотрены откидные
лопасти, шарнирно закрепленные к колесу. Лопасти под действи-
ем собственного веса поворачиваются на шарнирах, открывая пли
закрывая разгрузочные и загрузочные окна.
Исходный продукт по загрузочному листу поступает в ванну
сепаратора. Через питающий патрубок в ванну подается тяжелая
среда, которая разделяется на два потока: транспортный и восхо-
дящий.
Исходный уголь разделяется на всплывшую и потонувшую
фракции. Всплывшая фракция удаляется гребковым механизмом,
иотонувшая — элеваторным колесом.
Особенность конструкции сепаратора повышенной производи-
тельности— удлиненная рабочая ванна сепаратора, полученная в
. результате пристыковки к корпусу загрузочного устройства, снаб-
женного качающимся лотком с поперечными [целями для подачи
суспензии. При возвратно-поступательном движении лотка через
щели проходит поток магнетитовой суспензии, способствующий
разрыхлению обогащаемого материала и перемещению его вдоль
лотка. Сепаратор СКВП32 создан на базе сепаратора СКВ32.
Диаметр и ширина колеса остались прежними, число ковшей де-
вять (вместо восьми). Ковши изготавливаются съемными и взаи-
мозаменяемыми. Сепараторы типа СКВП более надежны в экс-
плуатации. Они имеют больший срок службы, чем сепараторы
СКВ, благодаря усилению конструкции его отдельных узлов и
44
применению нержавеющих износостойких сталей марки Х19ГД.
Усиление рамы под приводом колеса позволило достичь плав-
ного его хода и точной фиксации в ванне сепаратора.
Суспензия в сепаратор с удлиненной ванной поступает тремя
потоками: транспортным, подлотковым (подпорным), восходящим.
Регулируют потоками суспензии с помощью насадок, установлен-
ных в делительной коробке.
Техническая характеристика сепараторов типа СКВП
Сепаратор 		СКВП20	СКВП32	СКВП32
		с удлинен-	с короткой
		ной ванной	ванной
Максимальная производительность, т/ч.			
при крупности обогащаемого материала:			
25—300 мм .		 .	270	500	380
13—300 мм		210	400	300
Ширина ванны, мм		2 000	3 200	3 200
Диаметр элеваторного колеса, мм .	4 000	5 750	5 750
Вместимость ванны, м3 .	8	21	18
Мощность электродвигателя, кВт:			
элеваторного колеса 		5,5	11	11
гребкового механизма 		2,2	2,2	2,2
привода лотка 			4	—
Габариты, мм:			
длина .			5 000	7 500	5 500
ширина	.			5 000	6 500	6 000
высота .	.	.	.	...	4 500	6 000	5 800
Масса, кг, не более			16 000	36 000	31 000
На ряде действующих фабрик используют сепараторы типа СК.
Их принципиальное отличие заключается в применении наклонного
элеваторного колеса для удаления породы. Элеваторное колесо
примыкает сбоку к нижней части ванны, имеющей в этом месте
подковообразную форму.
В сепараторах типа СК обогащают уголь крупностью 6—
300 мм.' Обогащаемый материал по загрузочному желобу подает-
ся в сепаратор на поверхность протекающей вдоль ванны суспен-
зии. Всплывший продукт подхватывается гребками разгрузочного
механизма и вместе с суспензией выгружается через порог в раз-
грузочном конце ванны на сито предварительного сброса суспен-
зии, а затем поступает на дрснажно промывочный грохот для кон-
центрата. Куски породы осаждаются и в нижней части ванны по-
падают в решетчатые ковшы разгрузочного колеса. Колесом они
поднимаются вверх и через открытую сторону ковша соскальзы-
вают в приемный желоб для породы.
Суспензия подается в сепаратор в двух точках: через щелевые
сопла под зеркало с загрузочной стороны и снизу через патрубок
в самой нижней точке днища ванны.
Тяжелосредные гидроциклоны. Для обогащения уг-
ля в магнетитовой суспензии применяют гидроциклоны тяжело-
средные типа ГТ (табл. 3.1) [3]. Двух- и трехпродуктовые тяжело-
средные гидроциклоны предназначены для обогащения мелких и
средних классов каменного угля, антрацита и промпродукта круп-
45
Техническая характеристика двух- н трехпродуктовых тяжелосредных гидроциклонов
СО
со
s
Ч
ХО
СО
Н
Рис. 3.2. Гидроциклон тяжелое ре д-
ный двухпродуктовый типа ГТ:
1 — камера цилиндрическая загрузочная;
2, 6 — переходники; 3 — камера сливная;
4 — отборник давления; 5 — манометр;
7 — патрубок питающий; 8 — патрубок
елнвной 9 — конический корпус; 10 —
насадка песковая; 11 — камера приемная;
12 — рама опорная; 13 — устройство рас-
пределительное
ностью от 0,5 до 40 мм. Плотность магнетитовой суспензии, при-
меняемой для обогащения в гидроциклонах, может изменяться в
широком диапазоне от 1300 до 2100 кг/м3
Основные узлы тяжелосредного гидроциклона (рис. 3.2) —
корпус, приемная камера концентрата, сливной стакан, сменная
песковая насадка, рама, загрузочный патрубок.
Обогащаемый уголь в смеси с тяжелой суспензией вводится по
касательной в верхнюю цилиндрическую часть гидроциклона.
Под действием центробежных сил более тяжелые частицы отбра-
сываются к стенке корпуса гидроциклона, по спирали опускаются
и разгружаются через песковую насадку, а более легкие смеща-
ются к оси гидроциклона и вместе с образующимся восходящим
потоком выносятся со сливом. Переход суспензии из нисходящей
в восходящую ветвь винтового потока сопровождается радиаль-
ными и циркуляционными токами. Циркуляционные токи харак-
терны в основном для верхней цилиндрической части гидроцикло-
на между внутренней стенкой аппарата и внешней стенкой слив-
ного стакана. При вихревом движении пульпы происходит заса-
сывание воздуха, который вместе с растворенным воздухом, вы-
деляющимся из жидкой фазы суспензии, образует внутри гидро-
циклона воздушный столб, ограничивающий свободную поверх-
ность восходящей ветви винтового потока. Распределение потока
по ветвям и размер воздушного столба зависят от диаметров гид-
роциклона, входного патрубка, сливного стакана и нижнего раз-
грузочного насадка.
В тяжелосредном гидроциклоне наряду с разделением угля по
плотности происходит сгущение суспензии. Плотность разделения
угля зависит от степени сгущения суспензии В цилиндроконических
гидроциклонах плотность разделения всегда выше плотности ис-
ходной суспензии. В цилиндрических гидроциклонах плотность
разделения может быть равной, больше или меньше плотности ис-
ходной суспензии.
Для разделения исходного угля на три продукта вместо при-
меняемого двухстадиального обогащения в суспензиях с различ-
ными плотностями был разработан способ трехпродуктовой сепа-
47
46
Рис. 3.3. Гидроциклои трехпродуктовый типа ГТ:
/, 19 — камеры загрузочные; 2— стакан сливной; 3, 21—камеры слнвные; 4 — отборник
давления; 5 — манометр; 6, 15, 16, 20 — патрубок переходной; 7 — патрубок питающий; 8,
11 — патрубки сливные; 9— корпус (цилиндрическая часть); 10 — камера разгрузочная;
12—корпус (коническая часть); /3 — насадка песковая; 14 — камера приемная; 17 — рама;
18 — устройство распределительное
рации мелкого угля в каскадном гидроциклоне, позволяющий со-
кратить капитальные и эксплуатационные затраты на обогащение
в 1,5 раза [7, 10]. В этом случае в качестве сепаратора исполь-
зуют трехпродуктовый гидроциклон (рис. 3.3)—двухступенчатый
аппарат с двумя гидроциклонами. Цилиндрическая 9 (первая сек-
ция) и коническая 12 (вторая секция) части корпуса сообщаются
между собой через соединительный патрубок. В первом гидро-
циклоне выделяется концентрат, выходящий через сливной ста-
кан 2 и камеру 3, а промпродукт с отходами по соединительному
патрубку подается в конический гидроциклон. Продукт, содержа-
щий отходы, разгружается через песковую насадку 13, а слив с
промпродуктовыми фракциями — через сливной патрубок //
При прохождении пульпы через гидроциклон под действием
центробежных сил суспензия уплотняется у стенок в результате
осаждения магнетита. Одновременно с уплотнением суспензии про-
исходит классификация магнетита по крупности. Наиболее тонкие
фракции утяжелителя уходят со сливом первого гидроциклона, а
более крупный магнетит концентрируется у стенок аппарата и по
соединительному патрубку поступает во второй гидроциклон.
В сгущенный продукт второго гидроциклона выделяются наиболее
крупные частицы. Благодаря классификации магнетита плотность
суспензии в направлении от воздушного столба к стенкам гидро-
циклонов возрастает. Таким образом, плотность суспензии, ухо-
дящей со сливом первого гидроциклона, меньше плотности исход-
ной суспензии, а плотность сгущенной суспензии, поступающей по
соединительному патрубку во второй гидроциклон, значительно
превышает плотность исходной суспензии. Аналогичная картина
48
расслоения суспензии по плотности вдоль радиуса наблюдается и
во втором гидроциклоне. Плотность сгущенного продукта (1800—
2600 кг/м3) приближается к максимально возможной для магне-
титовой суспензии, а плотность слива второго гидроциклона обыч-
но близка к плотности исходной суспензии первого гидроциклона.
Разделение по более высокой плотности во втором гидроцик-
лоне возможно в результате того, что на него подается суспензия
повышенной плотности. Поэтому частицы промпродукта во вто-
ром гидроциклоне всплывают и выносятся в слив, а в сгущенном
продукте остаются наиболее тяжелые фракции.
Таким образом, трехпродуктовый гидроциклон является аппа-
ратом, в котором можно осуществить наряду со сгущением и клас-
сификацией суспензии разделение угля по различным плотностям.
Первые промышленные образцы гидроциклонов были изготов-
лены Ворошиловградским машиностроительным заводом им. Пар-
хоменко. В настоящее время производство гидроциклонов, футеро-
ванных монолитным поликристаллическим карбидом кремния
(МПК), освоено на экспериментальной базе УкрНИИуглеобогаще-
ния (г. Ворошиловград). Износостойкость МПК более чем в 10 раз
превышает износостойкость таких наиболее стойких к абразивным
воздействиям материалов, как шлакоситалл и хромоникелевые
сплавы Х14Г2Н в широком диапазоне рабочих параметров.
3.3.	Вспомогательное оборудование
тяжелосредных комплексов
В состав тяжелосредных комплексов кроме основного обога-
тительного оборудования входят машины и аппараты, выполняю-
щие ряд вспомогательных технологических операций по подготов-
ке угля к обогащению, отделению и регенерации суспензии и ее
транспортировке в технологическом цикле обогащения. К ним от-
носятся насосы для перекачки суспензии, магнитные сепараторы,
вспомогательное оборудование гидроциклонных установок и при-
боры автоматического регулирования.
Насосы. Для комплектования тяжелосредных установок обыч-
но применяют центробежные насосы типа Ш, ГР и ПС. Каждый
насос характеризуется следующими основными параметрами: по-
дачей Q, напором Н, потребляемой мощностью М и к. п. д., кото-
рые находятся в определенной зависимости от изменения часто-
ты вращения п рабочего колеса:
Q2~Qtn2nt', Н2 = Ht (nJtii)2;
(«2/«,)3,
Здесь индексами 1 и 2 обозначены первоначальные и полученные
значения параметров.
В технических характеристиках параметры насосов часто при-
водятся для работы на воде.
4 Зак. 961	49
6
Рис. 3.4. Песковый насос типа ПС:
1 — корпус; 2 — крышка; 3 — рабочее колесо; 4 — промежуточный диск; 5 — гайка; б — крон-
штейн 7 —патрубок подводящий; 8 — кольцо; 9 — манжета; 10 — корпус сальника; 11 —
сальник; 12 — уплотнение; 13 — хомут; 14 — вал; 15 —- подшипник; 16 — регулировочное уст-
ройство; 17 — станина (кронштейн)
Для определения технологических параметров насосов, рабо-
тающих на пульпах, необходимо выполнить пересчеты с учетом
коэффициентов, зависящих от плотности суспензии.
Коэффициенты пересчета по данным А. И. Басова и В. В. Трайниса
Плотность суспензии, кг/м3	1100	1200	1300	1400	2000
Коэффициент пересчета:					
подачи	0,9	0,83	0,77	0,71	0,64
напора 		0,9	0,83	0,75	0,68	0,75
мощности	....	1,08	1,18	1,28	1,38	1,72
Г. С. Косой рекомендует пересчитывать подачу насоса по сле-
дующей формуле-
Qc = Qb/(\+P), где Qc, QB — подача насоса при работе соответ-
ственно на суспензии и воде, м3/ч; Р — массовая концентрация утя-
желителя, доли ед.
Центробежные насосы изготовляют с центральным (осевым)
или боковым подводом пульпы к насосу. В песковом насосе типа
ПС (рис. 3.4, табл. 3.2) с боковым подводом пульпы Уфимского
завода горного оборудования подводящая часть (подвод) 7 вы
полнена отдельной от корпуса /. Пульпа поступает через входной
патрубок, расположенный в нижней части подвода; патрубок мож-
но поворачивать на 180 °. Сальник 11 состоит из мягкой набивки,
фонарного кольца, разъемной крышки и грундбуксы для поджатия
набивки. Резиновые манжеты 9 предохраняют сальник от проник-
новения в него абразивных частиц. В зону сальника подводится
50
Техническая характеристика насосов
Таблица 3.2
Показатели	4ПС9 		6ПС9	СО и со	ШН250	ОО'и'НГП	ГРТ160/31.5	ГРТ400.40
Подача, м3/ч	60;	120;	360	250	500	160	400
	130;	250;					
	220	360					
Напор, м	30;	46;	36	36; 40	40	31,5	40
	27.	43;					
	5; 22	33					
Диаметр, мм:							
рабочего колеса	335	400	485	355	400	325	500
патрубков:							
всасывающего	100	150	200	150	225	150	200
иаг иста тельного	100	150	150	130	175	100	150
Мощность электродвигателя,							
кВт	30	75	125	50	100	40	125
Масса, кг	430	532	980	460	695	360	1000
Частота вращения колеса,							
мин-1	1450	1450	1450	1450	1450	1450	985
чистая вода для создания гидравлического затвора, препятствую-
щего проникновению пульпы в зазор между валом и набивкой,
В суспензионных насосах (рис. 3.5) пульпа подводится через
торцевое отверстие в корпусе. Для увеличения срока службы вса-
сывающего патрубка установлено кольцо (направитель утечки).
Колесо закрытого типа, кольцо, спиральный корпус и защитный
2 3 4
Рис. 3 5. Насос суспензионный типа 10С8:
1 — кольцо; 2 — защитный диск; 3 — корпус; 4 — рабочее колесо; 5 — сальник
4*	51
Рис. 3.6. Насос шламовый ШН500:
1 — вал; 2 — шарикоподшипник; 3 — сальник; 4 — станина; 5 — корпус; 6 — рабочее колесо;
7 — защитный диск; 8 — крышка
диск изготовлены из износостойкого сплава ИЧХ-28Н2. В заднем
диске рабочего колеса имеются пять отверстий, которые обеспе-
чивают разгрузку давления на сальник. Перед сальником пред-
усмотрено лабиринтное уплотнение. Подшипники вала насоса и
масляная ванна защищены от попадания пульпы лабиринтным
уплотнением и резиновой манжетой. Подсальниковая втулка на-
плавлена твердым сплавом.
В шламовых насосах (рис. 3.6) типа ШН (см. табл. 3.2) пуль-
па подводится через торцевое отверстие в крышке насоса. Рабо-
чее колесо закрытого типа изготовлено из износостойкого сплава.
Сальник мягкой набивки с гидрозатвором. Вал установлен на ша-
рикоподшипниках. Корпус насоса соединяется со станиной, кото-
рая опирается на раму. Защитный диск и спиральный корпус вы-
полнены из изностостойких сплавов. Насосы типа ШН просты в
обслуживании. Они широко распространены на фабриках Дон-
басса.
Грунтовые насосы типа ГРТ (см. табл. 3 2) изготовляют на
Бобруйском машиностроительном заводе (Могилевская обл.).
Электромагнитные сепараторы для регенера-
ции магнетитовой суспензии. В настоящее время для
регенерации суспензии применяют электромагнитные сепараторы
типа ЭБМЗ, разработанные на их основе электромагнитные сепа-
раторы ЭБМ80/170, ЭБМ80/250, ЭБМ80/170П, ЭБМ90/250 и се-
паратор на постоянных магнитах ПБМР90/250 (табл. 3.3).
Сепаратор (рис. 3.7) состоит из барабана 9, помещенного в
ванну 12. Барабан и ванна опираются на раму 15 Ванну сепа-
ратора изготавливают из нержавеющей стали, она состоит из при-
52
S
Ч
rt
Техническая характеристика и технологические показатели электромагнитных сепараторов
53
Рис. 3.7. Сепаратор электромагнитный ЭБМ80/170
емиой камеры 4 и отделений для слива, отходов и концентрата.
На ванне крепят приемник 5. Приемное и сливное отделения ван-
ны футеруют резиной. В ванне сепаратора под действием магнит-
ного поля происходит разделение поступающей пульпы на магнит-
ные и немагнитные продукты. Отличительная особенность сепа-
раторов ЭБМ80/170 и ЭБМ80/250 — глубокое (ниже оси барабана)
погружение электромагнитного барабана в суспензию для повы-
шения эффективности извлечения магнитных фракции. Такое по-
гружение обеспечивается специальными уплотнениями ступиц
крышек барабана, предусмотренных с обеих сторон ванны сепа-
ратора. Уплотнение выполнено в виде щитов 14, приваренных с
обеих сторон ванны и охватывающих ступицы крышек, вращающе-
гося барабана с зазором 1 мм. Незначительная часть пульпы, про-
никающей через кольцевые зазоры, удаляется в отбойный диск 10
и отводится по каналу.
Для предотвращения накопления крупных немагнитных частиц
под барабаном за средней частью направляющего лотка 3 пред-
усмотрена щель, в которой имеются гнутые в виде треугольника
листы 13, для создания гидравлического сопротивления при проте-
кании пульпы. Скорость потока в этом отделении меньше, чем в
отделении отходов. Шламы в лотке не оседают и крупные немаг-
нитные частицы можно удалять без потерь магнетита.
Электромагнитный барабан состоит из немагнитного кожуха,
внутри которого расположены полюсы 2 и катушки 7. На ванне
закреплены отжимы 6 и съемные скребки 8. В нижней части ван-
ны установлены рычаги /. В рычаге расположена сменная насад-
ка, через которую во время работы сепаратора разгружаются от-
ходы. С помощью рычага и шарнирных соединений можно произ-
водить чистку или замену насадки во время работы сепаратора.
54
Барабан состоит из элек-
тромагнитной системы и не-
магнитных узлов: корпуса,
крышек, кронштейна, короб-
ки выводов и подшипников.
Барабан заполнен транс-
форматорным маслом, пред-
назначенным для отвода
тепла от катушек во время
работы сепаратора. Кожух
представляет собой свар-
ную конструкцию из тонко-
стенной обечайки с фланца-
ми. Наружная поверхность
обечайки покрыта сменны-
ми футеровочными листами.
Крышки из диамагнитного
чугуна установлены на ро-
ликоподшипниках. Магнит-
ная система поворачивается
в рабочее положение авто-
матически.
Барабан вращается от
привода 11, закрепленного
на раме. Привод состоит из
кронштейна и расположен-
ных на нем редуктора и
электродвигателя. Передача от редуктора к барабану зубчатая.
Шестерня имеет .сменный немагнитный зубчатый венец. Зубчатая
передача закрыта герметичным кожухом. От электродвигателя к
редуктору передача клиноременная.
Сепараторы для регенерации суспензии выпускают с частотой
вращения барабана 8,8 мин-1. В процессе эксплуатации можно из-
менять частоту вращения барабана с помощью сменных шкивов,
поставляемых с сепаратором: уменьшить до 6,3 или увеличить до
10,9 мин-1. Частоту вращения барабана изменяют в зависимости
от условий эксплуатации. Минимальную частоту вращения реко-
мендуется устанавливать при небольшой концентрации магнетита
и необходимости повысить плотность магнетитового концентрата.
При больших концентрациях магнетита следует работать с мак-
симальной частотой вращения.
Смесители одно- и двухкамерные предназначены для пи-
тания одного или двух гидроциклонов смесью угля и рабочей сус-
пензии.
Смеситель двухкамерный (рис. 3.8) или однокамерный пред-
ставляет собой сосуд, разделенный на два отделения: напорное 1
и смесительное 2. Оба отделения в нижней части смесителя объ-
единены посредством камеры, к которой подключен гидроциклон.
55
В верхней части смесительного отделения имеется загрузочная
течка с решеткой 3, препятствующей попаданию крупных кусков
угля или других предметов в смесительное отделение. Для осмот-
ра смесительного отделения предусмотрены два люка. Напорное
отделение смесителя предназначено для создания и поддержания
определенного постоянного напора на входе в гидроциклон.
В верхней части напорного отделения размещен шибер для на-
правления потока, в нижней части вмонтирована диафрагма 6 с
отверстием, расход суспензии через которое зависит от перепада
уровней в напорном и смесительном отделениях. При подаче обо-
гащаемого материала в смесительное отделение уровень суспен-
зии в нем повышается и подача суспензии из напорного отделе-
ния уменьшается. Таким образом, автоматически поддерживается
заданная подача суспензии в гидроциклон. Излишки суспензии
поступают в переливную камеру 5 и далее — в систему циркуля-
ции рабочей суспензии В смесительном и напорном отделениях
установлены датчики уровня 4, которые сигнализируют о пере-
ливе суспензии в напорном отделении и об аварийном уровне в
смесительном отделении (при попадании крупных кусков угля или
при его перегрузке).
Техническая характеристика смесителей
Смеситель		С1	С2	сз	С4
Максимальная производительность: по углю, т/ч .	.	.	50	100	120	240
по суспензии, м3/ч	300	400	480	960
Габариты, мм: длина .	....	. 1900	1900	1845	1595
ширина .	890	2100	2400	2400
высота .	.	3049	3040	3080	3080
Масса, кг: без футеровки .	1159	1545			
с футеровкой	—	—	1770	2400
Баки регулирующие. Регулирующий бак (рис. 3.9) пред-
назначен для распределения суспензии заданной плотности на два
регулируемых потока, направляемых в смесительное устройство,
при обогащении каменных углей и антрацитов в гидроциклонах.
Суспензия подается насосом в камеру 4, и переливаясь через
перегородку 5, поступает в смесительную камеру 6, в которой ав-
торегулятором поддерживается заданная плотность. Камера 4
разделена поперечной перегородкой на два отделения для подклю-
чения двух насосов: рабочего и резервного (без запорной армату-
ры на нагнетательном трубопроводе). В камере 4 имеется отбой-
ник 3 для равномерного распределения потока воды, поступаю-
щей через систему автоматического регулирования для разбавле-
ния тяжелой среды. Суспензия заданной плотности через регули-
руемую щель в перегородке 9 из камеры 6 поступает в камеру 11
и далее направляется в смесительное отделение.
Подача суспензии в смесительное отделение регулируется ши-
бером 10 с помощью винта 2 и маховика /
56
Оставшаяся суспензия из камеры 6, через порог, состоящий из
съемных планок 8, поступает в камеру 7 и далее направляется
в напорное отделение смесителя. Объем смесительной камеры
бака регулируется числом съемных планок 8.
Для увеличения срока службы бака внутренние рабочие по-
верхности его футеруют износостойким материалом.
Техническая характеристика регулирующих баков
Бак регулирующий .			БР1	БР2	БРЗ	БР4
Пропускная способность по суспензии, мэ/ч,				650
не более ...			400	500	500	
Объем смесительной камеры, мз . Габариты, мм:	—	—	1,37—1,54	2,7
длина .	1274	1665	2350	3075
ширина .	.	1210	1420	1600	1620
высота ...	...	1735	2540	2650	2134
Масса, кг, .	.	...	926	1200	2200	2960
Сита дуговые. Сито дуговое	(рис. 3.10) состоит из			прием-
ной камеры 3, корпуса 1 и фильтрующих решеток 2. Рабочие по-
верхности корпуса сита футеруются износостойкими материалами.
В нижней части корпуса дугового сита предусмотрен патрубок 4,
предназначенный для подсоединения датчика или делителя авто-
регулятора плотности суспензии.
Техническая характеристика дуговых сит
Сито дуговое .	.	.............. СД1.5 СД2
П роизводительность:
по углю, т/ч .	.	...	100	150
по пульпе, м3/ч.................................... 200	300
Крупность перерабатываемых углей, мм .	.	.	0,5—40	0,5—40
57
Ширина щели решетки, мм .	1	1
Полезная площадь решеток, м2 .	1,3	2
Радиус кривизны решетки, мм Габариты, мм:	550	550
длина .	.	...	910	910
ширина		1570	2320
высота .	2430	2430
Масса, кг:		
без футеровки	1460	2010
с футеровкой 		2400	3300
Запорная арматура. В качестве запорной арматуры при
эксплуатации тяжелосредных комплексов применяют пробковые
краны, а также задвижки шиберные, шланговые и типа Лудло.
Перечисленная выше запорная арматура при работе на магне-
титовой суспензии быстро изнашивается. Кроме того, из-за оседа-
ния шламов пробковые краны и задвижки типа Лудло очень труд-
но открывать и закрывать.
Опыт эксплуатации самоуплотняющихся задвижек типа ЗС,
разработанных УкрНИИуглеобогащением, футерованных монолит-
ным поликристаллическим карбидом кремния (МПК), показал их
высокую надежность.
Техническая характеристика шиберных задвижек,
футерованных МПК
Задвижка		. 3000	ЗС150	ЗС200	ЗС250	3C300
Условный ход, мм .	.	.	100	150	200	250	300
Габариты, мм:					
длина 		230	280	330	330	350
ширина		325	325	380	440	490
высота от осн прохода .	.	785	785	965	1170	1341
Самоуплотняющиеся задвижки всех типоразмеров рассчитаны
на подачу суспензий под условным давлением 0,6 МПа при кон-
центрации и крупности твердых частиц соответственно не более
1400 кг/м3 и 3 мм.
3.4.	Основные факторы, влияющие на процесс
обогащения в минеральных суспензиях
Разделение угля по плотности в тяжелых средах зависит от
характеристик обогащаемого угля, а также от технологических па-
раметров.
К технологическим параметрам относятся: удельная производи-
тельность аппарата, объемная концентрация твердой фазы, вяз-
кость суспензии, крупность магнетита, плотность суспензии, расход
воды на отмывку утяжелителя, давление суспензии на входе в
гидроциклон, расход суспензии и др. Технологические параметры
подразделяются на регулируемые (поддающиеся оперативному из-
менению) и нерегулируемые, изменяющиеся независимо от опера-
тора или устанавливающиеся в период наладки тяжелосредного
оборудования. Некоторые нерегулируемые параметры жестко за-
щются проектом данной обогатительной фабрики (например, дав-
ление суспензии на входе).
58
Таблица 3.4
Результаты обогащения угля в тяжелосредном сепараторе
при плотности исходной суспензии 1600 кг/м3,
концентрации шлама 182 кг/м3 и подаче 60 т/ч суспензии на 1 м ширины ванны
Крупность частиц, мм	Выход класса, %	Плотность разделения, кг/ма	Погрешность разделения, кг/м‘
50—200	35,43	1650	24
25-50	21,88	1620	27
13 25	17,36	1660	30
6-13	21,63	1680	40
3—6	2,41	1800	ПО
1—3	0,66	1980	235
0—1	0,63	—	•—
Примечание. Здесь и далее в разд. 3, 4 под погрешностью разделения
понимают среднее вероятное отклонение от плотности разделения Etm.
Характеристика исходного угля. Из опыта эксплуа-
тации тяжелосредных сепараторов и гидроциклонов известно, что
колебания гранулометрического состава исходного угля влияют
на точность разделения обогащаемого угля. Повышение содержа-
ния мелочи в исходном угле снижает общую эффективность обо-
гащения угля в тяжелой среде (табл. 3.4). Нижняя граница круп-
ности частиц угля при обогащении в тяжелосредных гидроцикло-
нах обычно составляет 0,1—0,15 мм, поэтому частицы меньших
размеров разделяются неэффективно.
Однако по сравнению с другими методами точность разделения
тонких классов при обогащении в тяжелосредных гидроциклонах
значительно выше (табл. 3.5).
Концентрация твердого в суспензии. Разделив-
шуюся по плотности угольную мелочь необходимо отделить от
магнетита и направить на осветление, чтобы содержание твердого
в суспензии было в пределах допустимого. Это особенно важно
при обогащении угольной мелочи в трехпродуктовом гидроцикло-
не, так как в данном аппарате обязательным условием для полу-
чения трех конечных продуктов является сгущение суспензии.
Если в питании тяжелосредных гидроциклонов содержатся в боль-
шом количестве зерна размером менее 0,2 мм, то для обеспечения
высокой точности разделения рабочая суспензия должна иметь по
возможности минимальную вязкость (концентрацию шлама не бо-
лее 150 кг/м3).
В установке производительностью 100 т/ч циркулирует
примерно 400 м3/ч рабочей среды. В 1 м3 суспензии плотностью
1500 кг/м3, содержащей 550 кг магнетита и 130 кг шлама, таким
образом, циркулирует около 52 т/ч угольных и породных частиц
размером менее 0,5 мм.
При содержании шлама в питании гидроциклонной установки
4—5 % с отходами регенерации необходимо выводить из системы
4 5 т/ч шлама. Если же процесс обесшламливания нарушается
59
Таблица 3.5
Сравнительные показатели обогащения угля в различных аппаратах
	ЦОФ „Ткварчель- ская“		ЦОФ „Калининская"					
	Тяж ело средний		Отсадочная		Гидроци^лон		Флотационная	
Крупность	гидроЦИКЛОН		машина		с водной средой		машина	
								
частиц, мм	П лот-	Погрет-	Плот-	Погреш-	Плот-	Погреш-	Плот-	Погреш-
	ность	ность	ность	ность	ность	ность	ность	ность
	разде-	разде-	разде-	разде-	разде-	разде-	разде-	разде-
	ления, кг/м3	ления,	ления,	ления,	ления,	ления,	ления,	ления,
		кг'м3	кг,мя	кг/м3	кг/мэ	кг/м3	кг/м3	кг/м3
13—25	1485	40	1540	65							
6—13	1480	40	1540	65	—	—	—	—
3—6	1490	40	1590	80	—	—	—	—
1—3	1520	60	1660	90	1420	130	1780	295
0,5—1	1600	90	1930	215	1600	225	2000	265
0,25—0,5	1660	160	2140	375	1940	390	2260	205
0,125—0,25	1590	185	—	.—	—	—	—	—
0-0,125	1420	220	2330	440	2350	510	2240	290
значения, то
концентрации
и содержание мелких классов превышает указанные
тогда равновесие наступает при более высокой
шлама в суспензии. Увеличение концентрации шлама, а следова-
тельно, и вязкости тяжелой среды по-разному влияет на точность
разделения в тяжелосредных сепараторах.
По данным Г. А. Ван Доорнум, А. Дж. Петрик, точность раз-
деления в тяжелосредных сепараторах угля крупностью до 38 мм
остается достаточно высокой до тех пор, пока вязкость суспензии
не превышает 0,2 Па-с. На разделение мелких зерен вязкость ока-
зывает более сильное влияние. Для угля крупностью 19—38 мм
точность разделения заметно снижается при вязкости 0,1 Па-с, а
для угля крупностью 6—19 мм — при вязкости 0,09 —
денрейхом также установлено, что с увеличением
шлама в суспензии точность
мелких зерен:
Крупность угля, мм .
Содержание шлама в суспен-
• зин, %..................
Погрешность разделения по
плотности, кг/м3 ....
Опыт эксплуатации тяжелосредных
тельных фабриках Донбасса подтверждает мнение многих иссле-
дователей о том, что если разделение в сепараторе происходит
при низких концентрациях твердого и, следовательно, небольшой
вязкости тяжелой среды, то на эффективность обогащения не
влияет изменение удельной подачи пульпы. При значительной объ-
емной концентрации твердой фазы удельная подача на сепаратор
60
разделения
снижается,
Па-с. Г. Гей-
содержания
особенно для
25
18
40—160
10-40
53
35
70
25
50
70
45
20
35
сепараторов
на
70
обогати-
Таблица 3.6
Результаты работы тяжелосредных сепараторов при различной
концентрации шлама в рабочей суспензии
Крупность обогащаемого угля, мм	Подача материала на 1 м шири- ны ванны, т/ч	Концентрация шлама в суспензии, кг/м3	Плотность, КГ'М3		Погрешность разделения, кг/м‘
			суспензии	разделения	
13—300	43,9	143,3	1796	1828	25
13—300	75	185	1900	2040	40
13—300	71,9	285	1800	2000	50
13—300	71,9	183	1903	1913	20
13-300	65,3	146	1911	1925	24
6—300	38,5	193	1980	2030	70
6—300	31,1	180	2010	2100	80
25—300	140	186	1800	1805	25
25-300	80	240	1805	1810	25
25—300	ВО	350	1803	1815	35
25—300	80	480	1800	1915	85
становится доминирующим фактором, влияющим на разделение.
При допустимой концентрации шлама (190 кг/м3) для суспензии
плотностью 1800 кг/м3 проводились опыты по обогащению на
тяжелосредных сепараторах угля крупностью 6—300 мм, в про-
цессе которых концентрация шлама возрастала до 480 кг/м3. Мак-
симальная подача материала на сепаратор составила 140 т/ч на
1 м ширины ванны.
В результате, опытов установлено, что только при концентра-
ции шлама 480 кг/м3 нарушился нормальный ход процесса (по-
грешность разделения 85 кг/м3) (табл. 3.6). Содержание видимой
породы в концентрате плотностью более 3000 кг/м3 достигло
18 %. При этом были получены исключительно чистые отходы, со-
держащие около 98 % фракции плотностью, большей, чем плот-
ность суспензии. При дальнейшем увеличении концентрации шла-
ма в суспензии ухудшается эффективность разделения, причем
так резко, что даже крупная (до 200 мм) порода попадает в кон-
центрат. Значительно возрастают и потери магнетита с продук-
тами обогащения. По данным Г. Гейденрейха потери магнетита
с концентратом при постоянной производительности сепаратора и
подаче ополаскивающей воды следующие: для угля крупностью
40—160 мм при объемной концентрации шлама в суспензии 25;
53 и 70 % соответственно 0,045; 0,057 и 0,142 кг/т, а для угля
крупностью 10—40 мм при объемной концентрации шлама 25 и
55 % соответственно 0,1 и 0,3 кг/т.
Влияние концентрации твердого в суспензии на обогащение в
тяжелосредных гидроциклонах несколько иное. С повышением
концентрации шлама и плотности суспензии происходит ее струк-
турирование. Состояние структурированной суспензии характери-
61
зуется двумя параметрами: вязкостью и предельным напряжением
сдвига. При развитом турбулентном режиме многие структуриро-
ванные тонкодисперсные суспензии ведут себя как однородные
жидкости повышенной плотности. Режим течения жидкости в гид-
роциклоне турбулентный. Тонкодисперсные твердые частицы «га-
сят» турбулентные пульсации и тем самым ламинизируют поток,
а грубодисперсные — изменяют только характер турбулентности.
При высокой концентрации твердого в угольной суспензии на-
блюдается непосредственное взаимодействие между частицами в
результате их столкновений и вследствие этого изменение струк-
туры потока. При максимальной концентрации твердых частиц
образуется такая их структура, при которой турбулентность ис-
чезает. Этим можно объяснить наблюдаемое в некоторых случаях
повышение точности (снижение погрешности) разделения при не-
значительном увеличении концентрации шлама в суспензии
(табл. 3.7) и изменении приоизводительности трехпродуктового
гидроциклона.
Производительность гидроциклона с увеличением плотности
тяжелой среды до 1800 кг/м3 возрастает (рис. 3.11), а при даль-
нейшем повышении плотности суспензии — уменьшается. Гидро-
динамическое сопротивление гидроциклона в этом случае увели-
чивается в результате взаимодействия частиц друг с другом, с дис-
персной средой и со стенками гидроциклона.
Крупность магнетита, применяемого в качест-
ве утяжелителя, влияет на результаты обогащения угля в
тяжелых средах, однако сама она подбирается в зависимости от
типа обогатительного аппарата и содержания илистых частиц в
суспензии.
На предприятиях Украины, обогащающих угли в сепараторах
типа СК, СКВ и тяжелосредных гидроциклонах, в качестве утя-
желителя используют мелкозернистый магнетитовый концентрат
Южного горно-обогатительного комбината (ЮГОКа) с содержани-
Таблица 3.7
Показатели разделения в трехпродуктовом гидроциклоне суспензий
с различной концентрацией шламов
Плотность исходной * суспензии, кг/м3	Концентрация шлама в суспензии, кг/м3	Плотность разделения, кг/м3		Погрешность разделения, кг/м3	
		1 стадия	II стадия	1 стадия	II стадия
1510	130	1407	1726	27	27
1500	224	1433	1620	25	30
1500	254	1435	1581	28	33
1510	336	1458	1572	33	33
1530	414	1490	1546	44	41
1520	467	1492	1530	46	50
€2
ем 92—96 % класса —74 мкм. На обо-
гатительной фабрике разреза «Нерюн-
гринский» ПО «Якутуголь», ОФ «Се-
верная» ПО «Воркутауголь» и ЦОФ
«Ткварчельская» ПО «Грузуголь» при-
меняют крупнозернистый магнетит.
В результате проведенных на ЦОФ
«Максимовская» ПО «Ворошилов-
градуглеобогащение» исследований
установлено, что если использовать в
качестве утяжелителя крупнозерни-
стый магнетит, то из-за расслоения
суспензии в ванне сепаратора факти-
ческая плотность разделения превысит
Рис. 3.11. Зависимость попра-
вочного коэффициента для
определения производительно-
сти от плотности исходной
суспензии
плотность суспензии на 430 кг/м3. Может наступить такой момент,
когда в сепараторе образуется свод из уплотненного слоя суспен-
зии, при этом отходы не тонут в тяжелой среде, а разгружаются
через порог сепаратора совместно с концентратом.
Установлено, что крупнозернистый утяжелитель легче смывает-
ся с продуктов обогащения. Так, при опытном обогащении на
ЦОФ «Украина» ПО «Донецкуглеобогащение» потери магнетита
составили 1700 и 1300 г/т при использовании магнетита с содер-
жанием соответственно 88 и 70,3 % класса —63 мкм. Погрешность
разделения угля в сепараторе СК20 составила 50 и 32,5 кг/м3 при
применении соответственно тонко- и крупнозернистого магнетита.
Такие показатели разделения можно объяснить увеличением
вязкости суспензии из-за наличия в оборотной воде илистых час-
тиц.
При использовании тонкоизмельченного магнетита для обога-
щения угля в тяжелосредном гидроциклоне плотности суспензий,
уходящих в слив и пески, практически одинаковы, при этом плот-
ность разделения близка к плотности исходной суспензии, а точ-
ность разделения высокая.
При использовании крупнозернистого магнетита в качестве
утяжелителя в трехпродуктовых тяжелосредных гидроциклонах
можно получать: разницу в плотностях разделения в I и II ста-
дии до 1000 кг/м3; минимальную вязкость суспензии; высокую точ-
ность (малую погрешность) разделения.
Показатели разделения в трехпродуктовом гидроциклоие
в зависимости от крупности утяжелителя (магнетита)
Средняя крупность частиц магнетита, мм	40	48	92
Погрешность разделения, кг/м3: в I стадии 		30	30	20
во II стадии		65	30	30
Разница между плотностями разделения в I и II стадии, кг/м3		200	310	490
В некоторых случаях при обогащении угля в двухпродуктовых
тяжелосредных гидроциклонах с использованием крупнозернисто-
63
Таблица 3.8
Показатели разделения угля крупностью 0,5—6 мм в трехпродуктовом
гидроциклоне при изменении концентрации шлама в суспензии
Концентрация шлама, кг/м3	Плотность исходной суспензии, кг/м3	Плотность разделения, кг/м3		Погрешность разделения, кг/м-‘	
		1 стадия	II стадия	I стадия	II стадия
38	1660	1500	2450	65	118
72,4	1640	1490	2360	51	92
109.7	1620	1480	2470	50	110
115,6	1650	1500	2400	60	96
120,2	1645	1530	2350	55	91
130,2	1650	1650	2270	60	78
254	1630	1520	2270	80	75
го утяжелителя, можно получить высокую точность разделения.
Она зависит от концентрации шлама. Сначала с ростом концент-
рации шлама погрешность разделения уменьшается, а затем на-
чинает возрастать из-за увеличения вязкости суспензии.
Погрешность разделения угля в двухпродуктовом гидроциклоне
Концентрация шлама в сус-
пензии, кг/м3............ 65	102	155	209	260	303	403	492
Погрешность разделения, кг/м3	66	59	57	41	59	63	71	98
Таким образом, крупнозернистый магнетит целесообразно при
менять на фабриках, обогащающих угли с глинистыми породами,
т. е. если в суспензии имеются илистые частицы, а также для по-
лучения разницы в плотностях разделения более 300 кг/м3 в трех-
продуктовых гидроциклонах (табл. 3.8).
Расход воды на отмывку магнетита от продук-
тов обогащения. Для отмывки продуктов обогащения от
магнетита с целью улавливания утяжелителя и возврата его в про-
цесс применяют оборотную и чистую техническую воду. В каче-
стве оборотной воды на установках для обогащения в тяжелых
суспензиях используют слив магнитных сепараторов, который са-
мотеком подводится к брызгальным устройствам, работающим
по принципу водослива или дождевания. При применении брыз-
гал, работающих по принципу дождевания, расход воды умень-
шается в 3 раза.
Расход воды на отмывку магнетита от продуктов обогащения
крупного угля колеблется в пределах 0,5—1,5 м3/т и зависит от его
крупности, плотности суспензии, производительности грохота, рав
номерности распределения материала и воды по ширине грохота,
содержания шлама в промывочной воде, типа брызгал и др. При
отмывке продуктов обогащения мелкого угля расход воды возра-
стает до 1,2—3 м3/т. Основная часть воды поступает на отмывку
из перелива магнитных сепараторов системы регенерации. Свежей
или осветленной воды следует расходовать не более 0,2—0,3 м3
64
на 1 т продуктов. Общий расход воды на отмывку магнетита от
продуктов обогащения в зависимости от крупности обогащаемого
угля приведен ниже. .
Крупность, мм .	0,5-6
Расход воды, м3/т	2—3
Крупность, мм .	13—50
Расход воды, м3/т .	0—1,1
Крупность, мм .
Расход воды, м3/т .
0,5 10	0,5—13	6—50	10—50
1,8—2,5 1,5-2	1—1,2 0,8—1,1
0,5—25	6—13	6—25	13—100
1,5—1,7	1—1,5 1,2—1,4 0,8—1
13—150	25—150	25—200
0,7—0,9 0,7—0,8 0,6—0,7
Способ отделения суспензии. Суспензию отделяют на
вибрационных грохотах, оборудованных щелевидными или тканы-
ми ситами. Размер щели сита выбирают в зависимости от круп-
ности исходного угля, плотности суспензии и ее реологических
свойств.
При большой вязкости суспензии может наступить такой
момент, когда дренаж суспензии прекратится и в течение 10—
15 мин вся тяжелая среда уйдет с продуктами обогащения.
Для отделения суспензии при обезвоживании на грохотах мел-
кого угля обычно применяют щелевидные сита с размером щели
0,5—1 мм (при раздельной регенерации до 3 мм), а при обезво-
живании крупного угля — 0,75—1,5 мм. Реже применяют тканую
сетку типа «Волна» с размером отверстия 0,7X1,4 мм. Длина
обезвоживающего грохота на участке отделения суспензии должна
быть не менее 1,5 м, а на участках отмывки продуктов и обезво-
живания после отмывки — 1,5 2 м.
Для отделения суспензии и обезвоживания продуктов обогаще-
ния с их отмывкой применяют как односитные, гак и двухситные
грохоты с размерами отверстий верхнего разгрузочного сита 6; 13
или 25 мм.
С учетом допустимой удельной производительности грохотов
по обезвоживающим продуктам подача продуктов на 1 м шири-
ны грохота при его длине не менее 5 м не должна превышать
следующих значений:
Крупность угля, мм .
Подача, т/ч .
Крупность угля, мм .
Подача, т/ч .
.0,5—6 0,5—10 0,5—13 0,5—25 6—25 6—50 1350
20	22	25	28	30	35. 45
13—100	13—150	25—100	25-200	25—300
50	55	60	65—70	75—80
При применении тканых сит допускается увеличивать подачу
в 1,5—2 раза. Перед грохотами, обезвоживающими концентрат и
промпродукт гидроциклонов, для частичного отделения суспензии
устанавливают дуговые сита.
3.5.	Регулирование режима работы тяжелосредных
установок
При выборе режима обогащения угля в магнетитовой суспен-
зии прежде всего необходимо стремиться к получению максималь-
5 Зак. 961	65
ного выхода концентрата, удовлетворяющего требованиям потре-
бителя.
Качество и выход товарных продуктов — определяющие фак-
торы в экономике обогащения — в значительной степени зависят
от обогатимости исходного угля. Для установления оптимального
режима разделения в тяжелосредных аппаратах используют ре-
зультаты ситового и фракционного анализов обогащаемого угля,
по которым подсчитывают ожидаемый выход продуктов обогаще-
ния необходимого качества, выбирают тяжелосредные аппараты и
устанавливают плотности разделения в них.
Регулирование режима работы тяжелосредных установок пред-
усматривает поддержание оптимальной плотности разделения н
обеспечение правильного распределения потока суспензии на
транспортный и восходящий (соотношения потоков).
При обогащении угля в сепараторах типа СКВП плотность
суспензии, как правило, равна плотности разделения. Нарушение
этого равенства возможно при изменении состава суспензии, ее
вязкости и устойчивости.
Свойства суспензии зависят от содержания в ней магнетита.
Таким образом, для поддержания постоянной оптимальной плот-
ности разделения нужно довести до минимума потери магнетита.
Для магнитных сепараторов ЭБМ80/170 и ЭБМ90/250 харак-
терны сравнительно низкие потери магнетита с хвостами и сли-
вом и высокое извлечение магнетита в концентрат. Плотность по-
лучаемого магнетитового концентрата редко превышает 2000 кг/м3
из-за большой концентрации в нем шлама. Таким образом, при
использовании магнитных сепараторов можно удовлетворительно
поддерживать плотность суспензии, но обепечить нужное качество
ее удается не всегда.
В двухпродуктовых сепараторах типа СК, СКВ и СКВП сус-
пензия сливается через порог вместе с всплывшим продуктом. До
30—35% ее уходит через дренажное сито предварительного сбро-
са, установленное на сливе сепаратора, остальная часть поступает
на обезвоживающий грохот. Для возврата рабочей суспензии в
цикл обогащения в двухпродуктовых сепараторах под обезвожи-
вающими грохотами устанавливают ванну с двумя отсеками.
В первый отсек поступает рабочая суспензия, а во второй — раз-
бавленная, которая затем направляется в цикл регенерации.
При обогащении в двухпродуктовых гидроциклонах с концент-
ратом уходит 60—80 % рабочей суспензии, а при обогащении в
трехпродуктовых гидроциклонах с концентратом, промпродуктом и
отходами — соответственно 50—60; 30—40 и 10—20 % рабочей сус-
пензии.
Суспензия отводится на регенерацию периодически или непре-
рывно с помощью специального устройства, связанного с автома-
тическим регулятором плотности.
Регулировка процесса тяжелосредного обогащения крупных уг-
лей предусматривает отвод рабочей суспензии из-под сита предва-
66
рительного сброса суспензии на регенерацию ориентировочно в
таких количествах:
Плотность суспензии, кг/мз.................<1500
Часть потока, отводимого иа	регенерацию	1/3
Доля кондиционной суспензии в направляе-
мой на регенерацию, %........................ 10
1500—1900
2/3
20
>1900
1
30
В тяжелосредных установках для обогащения мелких классов
угля и антрацита на регенерацию следует отводить не менее 30 %
рабочей суспензии при совместной регенерации разбавленной сус-
пензии и не менее 40 % в схемах с раздельной регенерацией.
Потери магнетита с отходами регенерации определяют по ре-
зультатам анализа проб, отбираемых на выпуске хвостов электро-
магнитных сепараторов.
Общий расход магнетита складывается из безвозвратных по-
терь с продуктами обогащения, с отходами регенерации, при при-
готовлении суспензии, с переливами (не возвращаются в цикл ре-
генерации), при доставке и транспортировании магнетита.
Общий расход магнетита определяют по отчетной документа-
ции обогатительной фабрики как отношение массы полученного
утяжелителя к массе переработанного угля.
Нормы потерь магнетита при обогащении углей крупных
и мелких (значения в скобках) классов
Обогащаемый материал	Каменный уголь.	Бурый
Потери магнетита, кг/т:	антрацит	уголь
с продуктами обогащения .	0.2—0,4 (0,5—0,7)	0,8—1
с хвостами регенерации	0,2—0,3 (0,4—0,8)	0,2—0,3
прочие .	....	0,1—0,2 (0,1-0,2)	0,1—0,2
общие			0,5-0,9 (1—1,7)	1,1—1,5
При технологическом контроле продуктов регенерации необ-
ходимо учитывать следующие нормативные показатели:
концентрация твердого в питании, сливе и хвостах электромаг-
нитных сепараторов должна быть равна соответственно 220—300,
90—120 и до 150 кг/м3, а концентрация в этих продуктах магне-
тита— соответственно 120—200; 0,5—1 и 0,5—1,5 кг/м3;
допустимые концентрации шлама в питании и магнетитовом
концентрате 120 и 100 кг/м3 соответственно;
плотность магнетитового концентрата должна быть равна
2000—2200 кг/м3, а содержание магнитных фракций в нем—до
95%.
Анализ работы тяжелосредных установок, обогащающих угли в
магнетитовых суспензиях, показывает, что потери утяжелителя на
1 т обогащаемого угля составляют от 0,6 до 3 кг. Технологиче-
ские потери магнетита определяют при опробовании. Основные
причины высоких потерь магнетита на обогатительных фабриках
и установках — низкая эффективность грохочения из-за высокой
влажности рядовых углей и отсутствие приемных устройств и ме-
ханизмов для выгрузки магнетита. Вследствие низкой эффектив-
ности грохочения рабочая суспензия загрязняется угольными и
5*	67
породными шламами выше допустимых пределов, снижается точ-
ность разделения, возрастают потери магнетита при регенерации
суспензии и обезвоживании продуктов обогащения. Потери при
доставке и хранении магнетита иногда в 5—6 раз превосходят
технологические. Поэтому необходимо предусматривать макси-
мальную механизацию работ при выгрузке и складировании маг-
нетита, а также при приготовлении суспензии.
3.6.	Пуск и наладка тяжелосредных установок
Наладка и регулировка тяжелосредных комплексов, выполняе-
мые при вводе в эксплуатацию новых углеобогатительных фабрик
или после капитальных ремонтов тяжелосредных установок на
действующих фабриках, должны обеспечить нормальную эксплуа-
тацию тяжелосредных комплексов с получением высоких техноло-
гических показателей обогащения. Однако даже при самом высо-
коквалифицированном выполнении пуско наладочных работ нельзя
гарантировать стабильное получение оптимальных показателей
тяжелосредного обогащения, если не будут тщательно соблюдаться
правила эксплуатации и обслуживания всего оборудования, входя-
щего в тяжелосредный комплекс.
Показатели обогащения в значительной степени зависят от то-
го, насколько успешно проведена первичная наладка тяжелосред-
ного комплекса.
Наладка предполагает подготовку к пуску и устранение дефек-
тов изготовления и монтажа тяжелосредного комплекса и вспомо-
гательного оборудования, а также выбор оптимальных технологи-
ческих и режимных параметров с учетом конкретных условий
данной фабрики. Хорошо налаженный тяжелосредный комплекс
устойчиво работает в установленном режиме и легко поддается
оперативной регулировке. Если при подготовке к пуску не устране-
ны дефекты изготовления и монтажа оборудования, а также не-
удачно выбраны основные установочные параметры тяжелосредно-
го комплекса (соотношение и расход потоков суспензии, расход во-
ды на отмывку, диаметры насадок тяжелосредных гидроциклонов
и магнитных сепараторов), то хорошие результаты не будут полу-
чены даже при самой тщательной оперативной регулировке.
Наладочная регулировка связана с проведением технологиче-
ских исследований и с испытанием оборудования. Она обычно за-
канчивается технологическим испытанием для определения эффек-
тивности разделения и качественно-количественных показателей
обогащения.
Пуск и наладку тяжелосредного комплекса осуществляют в
следующей последовательности.
1.	Пускают оборудование в режиме холостого хода.
2.	Налаживают системы водоснабжения и воздухоснабжения.
3.	Регулируют узлы классификации и обесшламливания угля.
4.	Отлаживают систему автоматического регулирования плот-
ности суспензии и уровней в сборниках разбавленной суспензии.
68
5.	Регулируют отделение суспензии на ситах предварительно-
го сброса, грохотах и систему регенерации суспензии.
В гидроциклонных установках регулируют: соотношение пото-
ков суспензии в регулирующем баке, уровень суспензии в сме-
сителе, соотношение диаметров насадок.
В тяжелосредных сепараторах регулируют положение элева-
торного колеса и соотношение транспортного и восходящего пото-
ков суспензии.
Подготовка к пуску тяжелосредного комплек-
са. Систему водоснабжения тяжелосредного комплекса налажи-
вают в начальный период пуска обогатительной фабрики. В пер-
вую очередь проверяют герметичность оборудования и коммуни-
каций, по которым циркулируют вода, тяжелая среда и разбав-
ленная суспензия, при этом устраняют обнаруженные течи во
фланцевых соединениях и в сальниковых уплотнениях задвижек.
При заполнении системы водой налаживают транспортные уст-
ройства: желоба, делители потоков. Необходимо предотвратить
разбрызгивания воды, выбросы и переливы суспензии через края
желобов, из ванн и через борта грохотов, а также устранить де-
фекты желобов, вызывающие местное повышенное сопротивление
потоку и забивку желоба. Наклон распределительных желобов
для потоков пульпы мелкого угля должен быть не менее 10°, а
высота желоба — не менее шестикратной толщины слоя пульпы
в желобе. Желоба для отвода магнетитового концентрата маг-
нитных сепараторов должны иметь уклон 45°. В случае примене-
ния желоба с днищем треугольного сечения уклон может состав-
лять 30°. Питание на дуговые сита перед обесшламливающими
грохотами может подаваться из распределителя, выполненного в
форме цилиндра.
При подготовке сепаратора к работе необходимо проверить:
уровень масла в редукторах и наличие смазки в насосе стан-
ции смазочного устройства и с помощью перекачного насоса обес-
печить смазкой всю систему. Систему считать заполненной смаз-
кой и подготовленной к работе при выходе смазки через лаби-
ринтные уплотнения всех подшипниковых узлов сепаратора;
зазор между корпусом сепаратора и элеваторным колесом и в
случае необходимости отрегулировать его натяжными винтами опор-
ных катков. Для исключения заклинивания колеса во время ра-
боты боковые зазоры должны быть примерно одинаковыми с обе-
их сторон; радиальный зазор между днищем и колесом в нижней
точке должен быть 30 —50 мм, а в месте разгрузки тяжелой фрак-
ции — 20—30 мм;
цевочное зацепление привода элеваторного колеса и отрегули-
ровать его с помощью перемещения в нужном направлении всего
привода с рамой. Зазор между впадиной приводной звездочки ре-
дуктора и цевками должен находиться в пределах 3—5 мм;
работу откидных решеток ковшей элеваторного колеса. Пере-
кос и заклинивание решеток недопустимы. Для устранения пере-
коса необходимо ослабить гайки крепления, установить решетку
так, чтобы она не задевала за соседнюю решетку или боковину
колеса и вновь затянуть гайки крепления. Откидные решетки эле-
ваторного колеса должны свободно открываться и закрываться
под действием собственного веса;
состояние гребкового механизма. Все гребки должны свободно
скользить по направляющим и опускаться в суспензию без переко-
сов;
направление вращения механизмов сепаратора, кратковремен-
но включая приводы. Верхняя часть элеваторного колеса должна
перемещаться в сторону разгрузочной течки, а погружатель и
гребковый механизм должны вращаться по часовой стрелке со
стороны приводов. В случае несоответствия направления вращения
необходимо поменять фазы на электродвигателе привода;
блокировку механизмов сепаратора с механизмами подачи пи-
тания на сепаратор. При остановке любого механизма сепаратора
механизм подачи питания должен автоматически отключаться.
Вращение элеваторного колеса должно быть равномерным, при
этом обязательно вращение всех четырех опорных катков.
Все механизмы тяжелосредной установки обычно пускают в
ход дистанционно из диспетчерского пункта или из пульта управ-
ления сепараторщика в определенной последовательности, обус-
ловленной технологической схемой данной установки. Насосы для
рабочей и разбавленной суспензий, как правило, пускают непо-
средственно с мест их установки. Пуску подлежат только прове-
ренные, исправные механизмы.
При подготовке к пуску удаляют все посторонние предметы,
прочищают хвостовые насадки электромагнитных сепараторов и
ополаскивающих устройств, проверяют и регулируют поступление
технической воды в ополаскивающие устройства и к авторегуля-
торам плотности суспензии и чистой воды к сальникам суспензи-
онных насосов.
За 20—30 мин до пуска установки суспензию взмучивают. Для
этого на трубопроводах, подводящих сжатый воздух, открывают
пробковые краны и проверяют поступление воздуха в указанные
емкости. Из-за неправильных действий оператора при остановках
возможны закупоривания трубопроводов отложениями магне-
тита.
Общий трубопровод сжатого воздуха обычно снабжен пробко-
вым краном, который закрывают после закрытия кранов на раз-
ветвлении в нижней части сборника суспензии. Подобное распо-
ложение запорной арматуры на воздухопроводе позволяет избе-
жать излишних потерь сжатого воздуха, которые могут привести
к нарушению нормальной работы суспензионных насосов и заку-
пориванию трубопроводов магнетитом. Взмучивание и перемеши-
вание суспензии происходят нормально, если пульпа в сборнике
интенсивно бурлит по всей поверхности. Давление сжатого возду-
ха для взмучивания суспензии необходимо поддерживать в преде-
лах 0,4—0,6 МПа. Расход воздуха 12—15 м3/ч на 1 м3 суспензии.
И
Перед взмучиванием суспензии к сальникам суспензионных насо-
сов подают чистую воду.
Пуск установки для обогащения крупного угля после взмучи-
вания и перемешивания суспензии проводят в следующей после-
довательности.
1.	Пускают аппараты водно-шламового хозяйства.
2.	Включают приводы ленточных конвейеров, отводящих про-
дукты обогащения, обезвоживающих грохотов, элеваторного ко-
леса и гребкового устройства тяжелосредного сепаратора.
3.	Прекращают подачу сжатого воздуха в сборник кондицион-
ной суспензии и открывают задвижку на всасывающем трубопро-
воде насоса, пускают насос рабочей суспензии.
4.	Включают приводы барабанов электромагнитных сепарато-
ров.
5.	Прекращают подачу сжатого воздуха в сборник некондицион-
ной суспензии и открывают задвижку на всасывающем трубопро-
воде насоса, пускают насос разбавленной суспензии.
6.	Включают обмотки возбуждения электромагнитных бараба-
нов.
7.	Дросселируют питание электромагнитного сепаратора при
помощи задвижки таким образом, чтобы сепаратор работал с пе-
реливом.
8.	Вводят в действие регуляторы плотности суспензии и указа-
тели уровней суспензии в сборниках.
После того как все механизмы установки пущены в ход и через
тяжелосредный сепаратор (СК, СКВ и «Дрюбой») обеспечен не-
прерывный поток рабочей суспензии с нормальным (20—30 мм)
переливом па пороге сепаратора, в сепаратор подают уголь. Для
этого необходимо последовательно включать грохоты подготови-
тельной классификации и все механизмы транспортного тракта
подачи рядового угля.
Порядок пуска электромагнитного сепаратора следующий
включают электродвигатель привода электромагнитного сепарато-
ра; затем подают ток на катушки электромагнитной системы; убе-
дившись в наличии магнитного поля на поверхности барабана, от-
крывают задвижки на питающем трубопроводе для подачи пуль-
пы в сепаратор.
Электромагнитную систему можно включать одновременно с
электродвигателем привода. Не разрешается оставлять включен-
ной электромагнитную систему без подачи пульпы в сепаратор бо-
лее чем на 10 мин.
3.7. Эксплуатация тяжелосредного комплекса
Обязательное условие нормальной работы тяжелосредных се-
параторов— наличие транспортного и восходящего потоков сус-
пензии.
При недостаточном восходящем потоке из суспензии может
осаждаться утяжелитель. Из-за избытка утяжелителя в нижней
71
части ванны разделение угля в сепараторе происходит по плот-
ности выше заданной. Поэтому чрезвычайно важно, чтобы соотно-
шение транспортного и восходящего потоков, а также общая пода-
ча суспензии в сепаратор не изменялись.
Загрузку сепаратора углем можно производить только после
заполнения ванны суспензией и установившейся ее циркуляции.
Уровень суспензии в смесительном отделении должен быть на
300—350 мм ниже ее уровня в напорном отделении.
Исходный продукт нужно подавать равномерно по всей ширине
ванны. Односторонняя загрузка сепаратора снижает его произво-
дительность и ухудшает качество разделения.
Температура подшипников узлов сепаратора не должна превы-
шать температуру окружающей среды более чем на 40 °C, а по
абсолютному значению не должна быть более 65 °C. Если про-
исходит перегрев подшипников, необходимо выяснить причины это-
го и устранить неполадки.
О нормальной работе тяжелосредного гидроциклона па выпус-
ке отходов можно судить по форме потока суспензии, поступаю-
щей в коническую часть. Поток должен поступать в приемную
камеру конической части гидроциклона как бы по поверхности
раскрытого зонта.
Для нормального разделения в гидроциклонах высота столба
пульпы в смесителе должна быть постоянной. Показателем по-
стоянства требуемого уровня пульпы является ее перелив. Поэто-
му необходимо строго контролировать и поддерживать необходи-
мый и постоянный уровень пульпы в смесителе.
При обогащении угля в гидроциклоне во всех случаях плот-
ность разделения обычно превышает плотность поступающей сус-
пензии. Она повышается при уменьшении диаметра разгрузочного
отверстия или при увеличении диаметра сливного отверстия.
При разделении материала на три конечных продукта в трех-
продуктовых гидроциклонах необходимо, чтобы плотность разде-
ления во втором гидроциклоне была выше на 200—500 кг/м3, чем
в первом. Плотность разделения регулируют изменением концент-
рации шлама в суспензии или сменой насадок. Для уменьшения
разницы между плотностями разделения в первом и во втором
гидроциклонах необходимо повысить содержание шлама в сус-
пензии. Если суспензия практически полностью очищена, плот-
ность разделения во втором гидроциклоне можно увеличить с по-
мощью установки песковой насадки меньшего диаметра. Однако
необходимо учитывать, что при малых диаметрах песковой насад-
ки может произойти ее забивка обогащаемым материалом.
В двухпродуктовых гидроциклонах при хорошо налаженном
режиме работы также происходит расслоение суспензии: на вы-
пуске отходов плотность суспензии увеличивается на 100—
150 кг/м3, а на выпуске концентрата — снижается на 30 -150 кг/м3
по сравнению с плотностью исходной суспензии.
Смеситель, предназначенный для смачивания и смешивания
обогащаемого материала с суспензией, должен работать с перели-
12
вом. Однако в перелив не должны поступать зерна угля, так как
это приводит к дополнительному озолению концентрата. Перелив
смесителя, как правило, поступает на дуговое сито или грохот для
обезвоживания концентрата.
Унос частиц обогащаемого материала с переливом суспензии
предотвращается следующими мероприятиями. В камеру большо-
го сечения (смесительное отделение) подают обогащаемый мате-
риал и часть суспензии, которая после смешивания с углем про-
шла через специальную решетку для улавливания крупных час-
тиц.
Подача суспензии в камеру меньшего сечения (напорное отде-
ление) должна быть такой, при которой уровень перелива был бы
на 300—350 мм выше уровня смеси (пульпы) в камере большого
сечения. На долю перелива обычно приходится 5 % (допускается
до 10%) объема суспензии, поступающей в оба отделения смеси-
теля. Под действием избыточного давления (напора) суспензия
непрерывно перетекает через отверстие в днище из меньшей ка-
меры в большую, в результате чего предотвращается вынос угля
в перелив. Высота перелива из напорного отделения в переливной
карман должна составлять 30—50 мм. Подачу суспензии в напор-
ное отделение смесителя регулируют задвижкой, установленной
на распределительном баке.
Таким образом, если при работе установки в перелив смеси-
теля будет поступать обогащаемый уголь, то это может произойти
по следующим причинам:
решетка смесителя забита инородными предметами или круп-
ным материалом;
недостаточная подача суспензии в напорное отделение смеси-
теля;
гидроциклон забит обогащаемым материалом.
Подтверждением того, что гидроциклон забит, является отсут-
ствие суспензии на выпусках концентрата и отходов. Суспензия с
углем в этом случае поступает через перелив смесителя на грохот
для обезвоживания концентрата. Для устранения этой неполадки
необходимо прекратить подачу питания, остановить установку, вы-
пустить пульпу из трубопровода перед гидроциклоном и очистить
его.
Необходимо ежедневно контролировать исправность дуговых
сит, наблюдая за их состоянием через люки на задней стенке кор-
пуса сита. Для равномерного износа фильтрующей поверхности
сит их необходимо периодически, примерно раз в месяц, повора-
чивать на 180°.
При эксплуатации установки необходимо контролировать ра-
боту насосов, наблюдая за показаниями манометров и регулятора
плотности суспензии.
При ручной регулировке технологического процесса регенера-
ции магнетитовой суспензии следует подобрать фиксированное по-
ложение шланга делителя, при котором на регенерацию отводи-
лось бы столько рабочей суспензии, сколько потребуется чтобы
Z3
плотность циркулирующей рабочей суспензии имела тенденцию к
повышению. Тогда для поддержания заданной плотности суспен-
зии и допустимого содержания шламов в ней необходимо систе-
матически добавлять свежую воду в сборник кондиционной сус-
пензии. При установке ручки регулятора плотности в положение
«режим автоматический» разбавление суспензии производится ав-
томатически.
Режим работы гидроциклонов регулируют изменениями диа-
метров песковых насадок и плотности рабочей суспензии. Диамет-
ры песковых насадок двухпродуктовых циклонов и оптимальные
соотношения диаметров насадок для трехпродуктового циклона
подбирают в процессе наладки и регулировки циклонного тяжело-
средного комплекса. Постоянный режим работы поддерживают с
помощью замены песковых насадок по мере их износа.
Механизмы циклонного комплекса отключают в порядке, обрат-
ном пуску. Сначала прекращают подачу угля на обогащение. Пос-
ле прекращения подачи угля необходимо, чтобы установка про-
работала 10—15 мин для удаления оставшихся продуктов обога-
щения из машин и шлама из рабочей суспензии.
Сепараторщик обязан следить за плотностью и качеством маг-
нетитовой суспензии. Объем ее должен быть таков, чтобы оста-
вался некоторый запас для восполнения технологических потерь
за определенное время работы, например за две смены или за
сутки.
По истечении этого времени дозируют свежеприготовленную
суспензию и полностью возмещают технологические потери. Сбор-
ник рабочей суспензии должен вмещать весь объем суспензии с
учетом указанного выше запаса.
В процессе работы необходимо периодически тарировать плот-
номер. Для этого используют мерные колбы и весы. .
Тарировку плотномера и измерение плотности суспензии (при отсутствии
или неисправности авторегулятора плотности) производят с помощью мерных
колб вместимостью 0,5; 0,75 и 1 л или литровой металлической кружки.
В колбу массой Рк и объемом отбирают пробу до произвольного уров-
ня ниже метки. Поверхность колбы очищают от суспензии и насухо вытирают.
Колбу взвешивают и определяют массу колбы с пробой Pt.
Затем в колбу доливают чистую воду до метки и снова определяют мас-
су— Р2. По величине Р?—Pi определяют объем долитой воды Ув и отобранной
нробы V:
К = (^-Л)/рв = ^-Л;
И=ик - к,
где рв — плотность воды.
Плотность суспензии
рс = (Л-Л) (14-14).
Для уменьшения случайных погрешностей значение плотности находится как
ереднее арифметическое результатов трех определений (пробы суспензии отби-
рают в три колбы).
К основным причинам уменьшения плотности и объема суспен-
зии, а также ухудшения ее реологических свойств относятся:
74
чрезмерное поступление чистой воды через сальники насосов,
в особенности при использовании насосов ГР, ПС1, ПД (Устра-
няется заменой износившихся или негодных сальников);
утечка суспензии или недостаточная отмывка магнетита от про-
дуктов обогащения на грохотах;
утечка суспензии через сальники насосов, места соединения тру-
бопроводов, отверстия в желобах, трубопроводах и аппаратах в
результате их износа или из-за случайных переливов, выпусков
и т. д.;
плохая классификация угля перед обогащением.
Вследствие повышенного содержания мелких классов в продук-
тах обогащения резко ухудшается отмывка магнетита на обезво-
живающих грохотах и увеличиваются потери его с продуктами обо-
гащения. При этом возрастает зашламленность разбавленной сус-
пензии, что в свою очередь приводит к увеличению потерь магне-
тита с отходами регенерации. Магнетитовый концентрат из-за вы-
сокого содержания в нем шлама получается некондиционным (со-
держание магнитной фракции менее 90 °/о).
В результате плохой классификации резко возрастает содер-
жание шлама в рабочей суспензии. Она может стать настолько
вязкой, что уголь и порода в ней не будут смачиваться. При этом
разделение сначала ухудшится, а затем прекратится полностью.
Из-за ухудшения дренажа рабочей суспензии через сита и колос-
никовые решетки ковшей элеваторного колеса сепаратора могут
возникнуть ее потоки по всей длине грохотов, и она уйдет с про-
дуктами обогащения.
Оператор должен следить за уровнем рабочей суспензии в сбор-
нике и в случае быстрого снижения его приостановить подачу угля.
При необходимости следует отключить насос, подающий рабочую
суспензию, выявить неполадки и устранить их причины.
При недосмотре оператора сборник рабочей суспензии может
полностью освободиться за несколько минут, насос начнет всасы-
вать воздух и подача суспензии в сепаратор прекратится. Поэтому
для восполнения аварийно утерянного объема сборник для приго-
товления суспензии всегда должен быть заполнен.
Чрезмерные потери магнетита происходят по ранее перечислен-
ным причинам, связанным с потерями объема рабочей суспензии,
а также в следующих случаях:
при перегрузке электромагнитных сепараторов по магнетиту,
вызывающей потери магнетита с хвостами регенерации;
избыточного отвода на осветление хвостов регенерации;
при неисправности или отсутствии насоса или аэрожектора,
если все случайные переливы и сбросы суспензии не возвращаются
в систему регенерации, а сбрасываются в наружную канализацию;
при перегрузке обезвоживающих грохотов или неполной от-
мывке магнетита от продуктов обогащения вследствие неправиль-
ной установки или эксплуатации ополаскивающих устройств, а
также при недостаточном отводе слива регенерации на ополаски-
вание и при высоком содержании твердого в нем;
75
при забивке хвостовых насадок электромагнитных сепараторов,
отсутствии магнитного поля на барабане и недостаточной или
чрезмерной производительности по пульпе.
Плотность кондиционной суспензии увеличивается при добавле-
нии свежеприготовленной суспензии высокой плотности или при
отводе ее на регенерацию в больших количествах, если уровень в
сборнике тяжелой среды над всасом насоса не менее 1 м.
Уменьшить плотность суспензии можно подачей воды в сборник
рабочей суспензии. Для восполнения потерь магнетита с продук-
тами обогащения, отходами регенерации и случайными нетехноло-
гическими потерями суспензии в систему добавляют свежеприго-
товленную суспензию повышенной плотности, как правило, один
раз в смену или один раз в сутки.
Не рекомендуется во время работы поддерживать плотность
тяжелой среды с помощью добавок сухого магнетита непосред-
ственно в сборник, так как в результате плохого и неполного сма-
чивания он комкуется и отделяется на обезвоживающих грохотах
©т суспензии совместно с продуктами обогащения, т. е. потери маг-
нетита значительно возрастают.
Для поддержания минимального расхода магнетита необхо-
димо:
поддерживать подачу хвостов регенерации на осветление в
пределах 15—20 м3/ч на 100 т обогащаемого угля;
в желобах ополаскивающих устройств обеспечивать постоян-
ный перелив по всей ширине грохота;
все случайные сбросы магнетитовой суспензии (переливы, вы-
пуски из стояков насосов, течи из сальников насосов, течи из тру-
бопроводов и аппаратов и др.) собирать в зумпф и возвращать в
сборник разбавленной суспензии;
подавать на отмывку магнетита от продуктов обогащения обо-
ротную воду с содержанием твердого не более 80—100 кг/м3, что
обеспечит нормальную работу системы регенерации.
Выбор схемы регенерации определяется особенностями техно-
логии обогащения, главным образом крупностью машинного клас-
са и размокаемостью обогащаемого угля и сопутствующих пород.
Регенерация суспензии обеспечивается, как правило, односта-
диальной сепарацией разбавленной суспензии при обогащении
крупного угля и двухстадиальной — при обогащении мелкого угля.
Перелив электромагнитных сепараторов используют для ополас-
кивания продуктов обогащения.
Катушки электромагнитной системы барабана питаются по-
стоянным током через выпрямительную станцию АСЮ для сепара-
тора ЭБМ80/170 и ВС25 для сепаратора ЭБМ90/250. В процессе
эксплуатации сепараторов на выпрямительной станции необходи-
мо поддерживать напряжение 210—220 В и силу тока 30—35 Л.
Снижение напряжения ведет к уменьшению напряженности маг-
нитного поля на поверхности барабана и вследствие этого к росту
потерь магнетита с хвостами сепаратора, но при этом снижается
расход электроэнергии и увеличивается срок службы электромаг-
нитной системы.
Поэтому в отдельных случаях минимальное напряжение на
выпрямительной станции устанавливают с учетом допустимых по-
терь магнетита с хвостами сепаратора. Хвосты электромагнитного
сепаратора разгружаются через насадки. В сепараторе ЭБМ80/170
имеются три насадки, в ЭБМ90/250 их пять. Комплект сменных
насадок диаметром 25, 30, 35 и 40 мм поставляется с сепаратором.
Диаметр насадки выбирают в зависимости от принятой производи-
тельности сепаратора по хвостам:
Диаметр насадки, мм .	.	.
Пропускная способность иасадки, мэ/ч .
Производительность по хвостам, м3/ч, се-
паратора:
ЭБМ80/170 (три насадки)
ЭБМ90/250 (пять насадок)
25	30	35	40
5	7,3	10	13,3
15	22	30	40
25	37	50	60
Производительность сепаратора по хвостам может быть умень-
шена с помощью резиновых заглушек, устанавливаемых вместо
насадок. Однако должно быть не более одной заглушки на сепа-
раторе ЭБМ80/170 и двух на ЭБМ90/250.
При эксплуатации электромагнитных сепараторов необходимо
контролировать: наличие магнитного поля иа поверхности бараба
на и масла в барабане; исправность привода; отсутствие течи
масла из подшипниковых узлов барабана, маслобака и маслопро-
вода; работу приемника питания ванны, хвостовых насадок и по-
дачу питания в сепаратор.
Наличие масла в барабане контролируют через смотровое ок-
но маслобака. Для нормальной работы сепаратора уровень сус-
пензии в ванне.должен быть выше слпвного порога примерно на
50—60 мм. За уровнем перелива наблюдают через окна, располо-
женные в торцевых стенках ванны.
При попадании в сепаратор с суспензией крупных кусков угля,
породы и других посторонних предметов (ветошь, дерево н т. д.)
возможны забивки шламом приемной камеры, ванны и хвостовых
насадок, которые могут вызвать нарушения режима работы сепа-
ратора. Для предотвращения перелива суспензии через борта ван-
ны перед барабаном или из приемной камеры необходимо прекра-
тить подачу питания в сепаратор и очистить приемную камеру.
Очищать ванну можно только при выключенном сепараторе через
люки, имеющиеся на торцевых стенках ванны. Хвостовые насадки
можно очищать при работающем сепараторе, для этого необходимо
приподнять рычаг со стороны груза, отвести обойму от кольца
ванны и прочистить насадку. Для удобства обслуживания хвосто-
вых насадок сепаратор необходимо устанавливать на промежу-
точной раме высотой не менее 300—400 мм.
При протекании хвостов через уплотнения насадок сепарато-
ров необходимо добиться лучшего уплотнения без заметного за-
зора к кольцу ванны. Во время работы кран маслопровода должен
быть открыт. Течи масла из маслопровода и маслобака устраняют.
77
Глава 4
КОМПЛЕКС ОТСАДКИ
4.1.	Общие сведения о процессе отсадки
Гидравлической отсадкой называется процесс разделения смеси
минеральных зерен (чистого угля, сростков и породы) по плотнос-
тям в восходящем и нисходящем потоках воды, движущихся с пе-
ременной скоростью.
Отсадка — один из старейших методов обогащения полезных
ископаемых — до сих пор является самым распространенным спо-
собом обогащения угля.
Технологической схемой отсадки предусмотрено выполнение це-
лого комплекса взаимосвязанных операций с привлечением раз-
личных машин и оборудования (рис. 4.1).
Перед поступлением угля на отсадочную машину на кониче-
ском грохоте от него отделяют класс 0—0,5 мм и избыток транс-
портной воды. Подрешетную воду подают в отсадочную машину из
бака оборотной воды через водяной коллектор.
Сжатый воздух низкого давления подают в машину с помо-
щью воздуходувки и воздухосборника. Транспортным потоком
концентрат поступает либо в багер-зумпф с обезвоживающим эле-
ватором, либо на обезвоживающие грохоты, а затем на вторую
стадию обезвоживания в фильтрующие центрифуги.
Отходы через систему желобов поступают в один или два по-
родных обезвоживающих элеватора, а промпродукт — в обезвожи-
вающий элеватор и далее либо на вторичное обезвоживание в
центрифугу, либо на дообогащение в тяжелосредные циклоны
(см. рис. 4.1) или в отсадочные машины.
В настоящее время имеется два теоретических объяснения раз-
деления зерен в процессе отсадки [12, 14]: детерминистское, опи-
сывающее закономерности движения отдельных зерен под дейст-
вием внешних сил в стесненных условиях, и вероятностно-стати-
стическое, в основу которого положены закономерности перемеще-
ния совокупности зерен с определенными физическими свойства-
ми. При вероятностно-статистическом моделировании анализируют
закономерности перемещения группы однородных зерен и случай-
ные перемещения отдельного зерна относительно центра их распре-
деления. Именно эта модель получила широкое признание в пос-
ледние годы.
Вероятностно-статистическая модель представляет процесс от-
садки следующим образом.
В начальный момент времени быстро опускаются тяжелые и
средние по плотности зерна из верхних слоев отсадочной постели.
Одновременно легкие и средние по плотности зерна, оказавшие-
78
Рис. 4.1. Схема техноло-
гического комплекса от-
садки мелкого угля с
дообогащением промпро-
дукта в тяжелосредном
циклоне:
1 — трехступенчатая отса-
дочная машина; 2 — обезво-
живающий элеватор; 3 —
бак оборотной воды; 4 —
конический грохот; 5 — кол-
лектор подрешетной воды;
6 — смесительный бак; 7 —
тяжелоср едиый	гидроцик-
лои; 8 — иасос; 9 — зумпф
оборотной воды; 10 — воз-
духодувка; // — воздухо-
сборник; штрих-пуиктирная
линия — направление движе-
ния оборотной воды; штри-
ховая линия — направление
движения промпродукта на
дообогащение
ся к началу процесса в нижних слоях материала, сравнительно
быстро поднимаются к средним слоям постели.
Так как скорость опускания тяжелых зерен больше скорости
подъема легких, раньше всего начинает формироваться породный
слой.
В дальнейшем скорости опускания тяжелых и подъема легких
частиц резко уменьшаются, а дисперсия их достигает максималь-
ного значения. Из нижних и верхних слоев основная масса зерен
различной плотности перемещается к средним слоям, где происхо-
дит встреча тяжелых частиц, движущихся вниз к своему слою рав-
новесия, и легких частиц, движущихся вверх к концентратному
слою.
В постели имеется слой, где вероятность встречи зерен будет
максимальной, а скорость их перемещения — минимальной. После
прохождения зерен через этот своеобразный барьер, скорость их
начинает возрастать, а затем уменьшаться по мере приближения
частиц к своему слою равновесия. Таким образом, сначала фор-
мируется породный слой, затем концентратный и, наконец, про-
межуточный.
79
Засоренность продуктов обогащения посторонними фракциями
зависит главным образом от расположения частиц относительно
центра распределения группы однородных частиц. Наименьшее со-
держание посторонних фракций должно быть в породном слое,
так как дисперсия скоростей тяжелых частиц меньше, чем легких.
Больше всего посторонних фракций содержится в промежуточном
слое.
Уравнение кинетики отсадки при вероятностно-статистической
трактовке отсадки имеет следующий вид:
У =Уп>ах(1 — e"w),
или
FB = F„(1 — е к‘),
где у и z/max — координаты соответственно текущего и конечного
положений центров распределения группы однородных частиц;
k — коэффициент, характеризующий скорость формирования отса-
дочной постели; t — время протекания процесса отсадки; FB н F,,
содержание отделяемых фракций, соответственно выделившихся
в продукт (слой) и в исходном угле.
Разброс зерен вокруг центра распределения характеризуется
следующей дисперсией:
D = g (Hn-hT)k^‘,
где Нл — общая высота отсадочной постели, м; hT — высота слоя
тяжелых частиц, м.
Разброс зерен в процессе отсадки в значительной степени за-
висит от Нп—h-t, т. е. от толщины слоя, расположенного над уже
сформировавшимся слоем тяжелых частиц. При определенном гид-
родинамическом режиме отсадки толщина этого слоя зависит
главным образом от производительности отсадочной машины. Кро-
ме того, из-за изменения массы обогащаемого материала и воды
вследствие уноса части тяжелых мелких зерен через решето и по-
ступления подрешетной воды в каждую секцию толщина верхнего
слоя изменяется также по длине рабочей ступени машины.
Разделение материала в отсадочной машине — сложный про-
цесс. При рассмотрении его еще в недостаточной степени учиты-
вают такие факторы, как условия осаждения, форма зерен, столк-
новения зерен между собой и др. Не получили также однозначного
объяснения закономерности разрыхления отсадочной постели в
процессе ее вертикального и продольного перемещения.
4.2.	Конструкции и основные узлы отсадочных машин,
применяемых в углеобогащении
Гидравлическая отсадка осуществляется в отсадочной машине,
схема которой показана на рис. 4.2.
80
Рис. 4.2. Схема отсадочной машины
с подрешетными воздушными каме-
рами:
1 — корпус; 2 — разгрузочная камера; 3 —
ограничитель; 4 — роторный разгрузчик;
5 — подрешетиая воздушная камера; 6 —
решето; 7 — воздухосборник; в — пульса-
тор; Нм — максимальный перепад уров-
ней воды в подрешетной части машины и в
воздушной камере; — давление возду-
ха в воздушной камере
Колебательное движение среде (вода и материал) в рабочем
отделении машины сообщают пульсаторы, сжатый воздух в кото-
рые поступает под давлением Ро из воздухосборника.
Под действием периодического впуска воздуха в воздушные ка-
меры и выпуска его в атмосферу создаются переменные по направ-
лению потоки воды, воздействующие на находящийся на решете
обогащаемый уголь. Скорость восходящего потока vB, нисходяще-
го — ои, горизонтального — ит.
Под действием пульсаций воды в вертикальном направлении от-
садочная постель расслаивается, а с помощью горизонтально на-
правленного потока воды материал постели перемещается к раз-
грузочному концу машины. При этом верхние слои угля удаляют-
ся из машины -через сливной порог совместно с водой, а нижние
слои тяжелого продукта, разгружаясь через решето или искус-
ственную постель, если она предусмотрена схемой отсадки, через
разгрузочное устройство поступают в приемные воронки машины
и выводятся из процесса обезвоживающими элеваторами.
По расположению водяного коллектора, пульсаторов и приво-
дов разгрузочных устройств относительно направления движения
материала отсадочные машины могут быть правого (рис. 4.3, а)
или левого (рис. 4.3, б) исполнения.
Различают двух- и трехступенчатые отсадочные машины, на
которых выделяют соответственно три и три или четыре продукта
обогащения.
В практике обогащения углей наибольшее применение получи- ]
ли воздушно-пульсационные трехступенчатые отсадочные машины!
типа ОМ, в которых выделяют три продукта отсадки: в загрузоч-|
ной и промежуточной ступенях отходы, в разгрузочной ступени I (
концентрат и промпродукт.
По способу удаления тяжелых продуктов отсадочные машины
подразделяют на машины с естественной постелью, состоящей из
тяжелых минеральных частиц, например породы, и с искусствен-
б Зак. 961	81
Рис. 4.3. Исполнение от-
садочных машин:
а — правое; б — левое; 1 —
загрузочная ступень; 2 —
промежуточная ступень;
3 — разгрузочная ступень
ной постелью из полевого шпата или из специально изготовлен-
пых частиц различной формы, например шаровой, кубической
и т. д. Использовать искусственную постель можно только в от-
садочных машинах, обогащающих уголь крупностью до 13 мм.
Современные отсадочные машины могут работать с примене-
нием одновременно естественной и искусственной постелей, т. е.
с комбинированной разгрузкой тяжелых продуктов.
По конструктивным особенностям проточной части отсадочные
машины подразделяют на машины с боковыми и подрешетными
воздушными камерами.
К машинам с боковым расположением воздушных камер от-
носят машины типа БОМ, ОМК и ОМШ, предназначенные для обо-
гащения крупного и мелкого угля. Эти машины еще работают на
некоторых углеобогатительных фабриках. Однако из-за их усо-
вершенствования и модернизации в процессе эксплуатации в боль-
шинстве случаев они существенно отличаются от заводского ис-
полнения и друг от друга.
В последние годы на многих углеобогатительных фабриках ма-
шины типа БОМ были заменены машинами типа ОМ.
Для обогащения антрацита и энергетических углей крупностью
0,5—25 и 6—150 мм применяют двухступенчатую отсадочную ма-
шину ОМАЮ-1М (рис. 4.?).
Главная особенность конструкции отсадочных машин типа ОМ
и ОМА — подрешетное расположение воздушных камер, образо-
ванных двумя дугообразными стенками. Отсадочные машины ОМ
выпускают пяти типоразмеров (табл. 4.1). Все машины предназ-
начены для обогащения углей и антрацитов крупностью до 150 мм.
Сжатый воздух подается во все машины под давлением 0,035—
0,045 МПа. Частота пульсаций потоков в машинах типа ОМ 0,5—
82
Рис. 4.4. Двухступенчатая отсадочная машина 0МАЮ-1М:
1— роторное разгрузочное устройство; 2— корпус загрузочной ступени; 3 — решето; 4 —
датчик подачи питания; 5 — электропневмопривод; 6 — трубопроводы подачн воздуха; 7 —
воздухосборник; 8— регулируемый порог между ступенями машины; 9--датчик уровня
тяжелого слоя постели; 10 — корпус разгрузочной ступени; 11— клапанный пульсатор;
12 — водяной коллектор; /3—привод разгрузочного устройства.
Таблица 4.1
Техническая характеристика отсадочных машин типа ОМ
Показатели	ОМ8-3	0'412-3	0 412 1	01418-3	ОМ-24-2	ОМА10-1М
Максимальная произ- водительность по отходам, т/ч	40	75	115	115	140	75
Ширина отсадочной ступени, мм	2 000	2 000	3 000	3 000	4 000	2 000
Число: отсеков	4	6	4	6	6	5
ступеней	2	3	2	3	3	2
Общая площадь отсадки, №	8	12	12	18	24	10
Площадь одной ступени, м2	4	4	6	6	8	4 и 6
Расход сжатого воз- духа, М3/С	0,5—0,7	0,8—1	0,8—1	1-1,3	1,5—1,8	0,6—0,8
Число двигателей	2	3	2	3	3	2
Габариты, мм: длина	5 000	гГ* 7 300	5 000	7 300	7 300	5 975
ширина	3 290	3 290	4 100	3 750	5 200	3 290
высота	4 540	4 540	4 540	4 540	4 900	4 540
Масса, кг: с электрооборудо- ванием	16 000	22 600	20 000	27 800	38 500	17 950
без электрообо- рудования	15 000	21 650	19 000	26 700	37 000	17 000
6*
83
1,5 Гц, а в машине ОМАЮ-1М 0,5—1,33 Гц. Каждая ступень отса-
дочной машины имеет два однометровых отсека.
Сокращенное название отсадочных машин расшифровывается
следующим образом. Первые две заглавные буквы О и М обозна-
чают отсадочная машина, следующие за ними цифры обозначают
площадь решет в м2, а цифра за черточкой (дефисом) указывает
номер модели машины. Если же цифра после обозначения пло-
щади пишется через дробь, то она обозначает ширину рабочей
части машины. Например ОМ18-3 расшифровывается так: отсадоч-
ная машина с площадью решет 18 м2 третьей модернизации, а
ОМ 12/3 — отсадочная машина с площадью отсадки 12 м2 и шири-
ной рабочей части 3 м.
Наличие трех ступеней в отсадочных машинах ОМ12-3, ОМ18-3
и ОМ24-2 позволяет в зависимости от содержания тяжелых фрак-
ций в обогащаемом угле и требований к продуктам отсадки ра-
ционально выбирать число ступеней для разгрузки отходов.
В машинах типа ОМ предусмотрена возможность работы на
естественной или искусственной постели в любой ее ступени. В ка-
честве искусственной постели обычно применяют полевой шпат
плотностью 2600—2650 кг/м3.
При отсадке на естественной постели между каждой ступенью
устанавливают регулируемые по высоте пороги, которые необходи-
мы для удержания на решете машины породной и промпродукто-
вой постели, т. е. для нормального протекания процесса разделе-
ния.
Если в машине или на отдельной ее ступени тяжелый продукт
разгружается через искусственную постель, то рабочую часть ма-
шины оборудуют специальной крупноячеистой решеткой, в кото-
рую укладывают полевой шпат. Эта решетка препятствует сдви-
ганию частиц полевого шпата, и они удерживаются равномерным
слоем по всей площади решета машины.
На базе отсадочных машин ОМ разработаны отсадочные ма-
шины типа МО для обогащения всех видов полезных ископаемых:
каменных углей, антрацитов, сланцев, руд черных и цветных ме-
таллов и нерудного сырья. Основные технико-эксплуатационные
показатели машин типа МО аналогичны показателям серийно вы-
пускаемых машин типа ОМ. В отличие от машин ОМ в машине
МО введены элементы для автоматического определения и регули-
рования разрыхленности отсадочной постели.
Для комплексной автоматизации процесса обогащения угля в
отсадочных машинах Ворошиловградским филиалом Гипроуглеав-
томатизации разработана аппаратура ОКА-1. С помощью этой
аппаратуры можно автоматически контролировать и стабилизиро-
вать качество получаемых продуктов отсадки, разрыхленность и
высоту отсадочной постели. Предусмотрена также автоматическая'
оптимизация режима расслоения, обеспечивающая максимальный
выход концентрата требуемого качества. Кроме того, аппаратура
ОКА-1 может:
84
Рис 4 5. Трехступенчатая отсадочная машина ОМ24-2
контролировать плотность и расход оборотное воды, наличие
материала на решете;
осуществлять автоматическую блокировку, программный пуск
и остановку всех механизмов, связанных с отсадочными машинами;
учитывать расход подрешетной воды и количественный выпуск
продуктов обогащения. Аппаратура ОКА-1 может быть использо-
вана для автоматизации одной или нескольких отсадочных машин
любого типа.
Однако из-за отсутствия надежных приборов для определения
зольности угля и содержания посторонних фракций в продуктах
отсадки при работе на потоке использовать аппаратуру ОКА-1 для
автоматического, контроля и стабилизации качества продуктов от-
садки пока нельзя.
Конструктивные особенности отсадочных ма-
шин типа ОМ. В верхней части корпуса 1 машины (рис. 4 5)
над воздушными камерами 8 при помощи специальных болтов и
клиньев крепят решета 7. В конце каждой ступени имеется раз-
грузочная камера, в нижней части которой расположен роторный
разгрузчик 9. Над ротором установлен шибер, перемещающийся
в направляющих при помощи винтов 11. Шибером регулируют ши-
рину разгрузочной щели в зависимости от крупности разгружаемо-
го тяжелого продукта.
Роторный разгрузчик вращается от привода 10, состоящего из
цепной передачи, редуктора и двигателя постоянного тока.
Над каждой ступенью машины в зависимости от ее исполнения
справа или слева установлены воздухосборники 4 с пульсатора-
ми 5 клапанного типа.
Воздухосборник состоит из цилиндрической камеры, к которой
приварены две коробки. Верхние фланцы коробок предназначены
для установки на них клапанных пульсаторов, нижние — для сое-
динения с воздуховодами. В нижней части воздухосборника имеет-
ся патрубок с фланцем и заглушкой для периодического удаления
85
из него загрязнений, а в верхней — расположен штуцер для уста-
новки манометра.
На отсадочных машинах ОМ8-3 и ОМ12/3 устанавливают два
воздухосборника, а на машинах ОМ12-3, ОМ18-3 и ОМ24-2 — три.
Подрешетную воду в воздушные камеры машины подводят при
помощи водяного коллектора 12. Для отсадочных машин с пло-
щадью решет 8; 12 и 18 м2 устанавливают один водяной коллектор-
рядом с пульсаторами, а для машины с площадью решет 24 м2 —
два водяных коллектора: по одному с правой и левой стороны ма-
шины.
Для управления пульсаторами используют электропневматиче-
ский привод 2, расположенный между воздухосборниками. Элект-
ропневматический привод подсоединяют к пульсаторам с помо-
щью металлических труб и гибких резиновых шлангов.
Для измерения толщины породного слоя постели в каждой сту-
пени машины на поперечных балках вблизи разгрузочных камер
установлены датчики 3 поплавкового типа.
Остановка и пуск машины при снятии или подаче питания
осуществляются автоматически по сигналу датчика 6, расположен-
ного в начале загрузочной ступени отсадочной машины.
Для управления всеми узлами машины предусмотрена электри-
ческая система, в состав которой входят пульт и панель управ-
ления. Пульт обычно располагают непосредственно около машины,
а панель управления — в распределительном пункте обогатитель-
ной фабрики.
Роторный разгрузчик (рис. 4.6) отсадочной машины состоит из
ротора 1 и крышек-кронштейнов 3, в которых находятся сальнико-
вое уплотнение 4, кольцо 2 и гронбукса 5. Корпус 6 с шарикопод-
шипником 7 крепится к фланцу крышки-кронштейна. На оси рото-
ра закреплена приводная съемная звездочка 12. Со стороны при-
вода шарикоподшипник закрыт проходной крышкой 11, а с проти-
воположной стороны — глухой крышкой 8.
Рис. 4.6. Роторный разгрузчик
86
Рис. 4.7. Водяной коллектор
Рис. 4.8. Клапанный пульсатор
Для исключения попадания в подшипники воды и пыли на оси
ротора расположены лабиринтные втулки 9.
Ось ротора представляет собой трубу, с торцевых сторон кото-
рой приварены цапфы. На трубе насажены несколько резиновых
лопастей с металлическими втулками. Каждая резиновая лопасть
на оси крепится при помощи шпонки. Все резиновые лопасти за-
ключены между двумя металлическими дисками, прикрепленными
к оси. С целью предохранения цапф ротора от интенсивного изно-
са между ними и сальниковыми уплотнениями расположены съем-
ные втулки 10.
Водяной коллектор (рис. 4.7) представляет собой горизонталь-
но расположенную трубу 1 диаметром 250 мм, на торцах которой
расположены фланцы 2 и 7 для соединения с трубопроводом под-
решетной воды. К трубе приварены патрубки с фланцами. К флан-
цам патрубков крепят водяные заслонки 3, а к фланцам засло-
нок— трубы с коленами 4 для присоединения их к фланцам пере-
ходников воздушных камер. Число патрубков, водяных заслонок и
труб с коленами соответствует числу воздушных камер машины.
Заслонкой можно регулировать расход подрешетной воды в каж-
дой воздушной камере машины. Для этого изменяют положение
рукоятки 5 и фиксируют его гайкой 6.
Клапанный пульсатор (рис. 4.8) периодически подает сжатый
воздух в воздушные камеры машины и выпускает его в атмосфе-
ру. Он состоит из сварного корпуса 1, внутри которого смонтиро-
ваны на штоках два плоских клапана 2 и 5. Впускной клапан 2
закрывает нижнее, а выпускной 5 — верхнее отверстие в корпусе.
Нижнее отверстие под выпускным клапаном закрыто заглушкой 3.
В зависимости от исполнения машины расположение впускно-
го и выпускного клапанов изменяется. На рис. 4.8 изображен пуль-
сатор для отсадочной машины правого исполнения, т. е. для маши-
ны с расположением пульсаторов справа по ходу движения угля
в машине. К каждому штоку через крышку-груз 8 крепят пнев-
мобаллон 6. Для смягчения удара при движении штока вверх на
87
крышке-грузе установлен шаровой резиновый амортизатор. Ре-
гулировать подачу и расход выпускаемого воздуха можно измене-
нием хода клапанов при помощи винтов 7. Ход клапанов опреде-
ляется по перемещению стрелки, закрепленной на крышке-грузе.
Проходные отверстия открываются под действием сжатого
воздуха, воздействующего на пневмобаллоны, а закрываются в ос-
новном под действием веса крышки-груза.
Для профилактического осмотра и ремонта пульсатора на бо-
ковых стенках корпуса расположены люки 4.
Система управления отсадочной машиной ОМ
предназначена:
для выбора необходимых параметров цикла отсадки (времени
впуска воздуха в машину и выпуска его в атмосферу, паузы между
впуском и выпуском, необходимой частоты пульсаций отсадочной
среды);
поддержания заданной высоты слоя тяжелых фракций;
остановки машины при отсутствии материала на ней;
выдачи информации о состоянии отдельных узлов;
обеспечения дистанционного и автоматического режимов управ-
ления;
блокировки с последующими и предыдущими механизмами тех-
нологической цепи фабрики; токовой и нулевой защиты электри-
ческих цепей управления.
Система управления отсадочной машины (рис. 4.9) состоит из
системы управления пульсациями и системы управления разгруз-
кой тяжелых фракций.
Техническая характеристика системы управления пульсациями
Потребляемая мощность, кВт............................... 0,03
Давление воздуха в воздухосборнике электропневмоприво-
да, кПа.................... .	................ 21—30
Частота срабатывания электропневматического клапана, Гц	0,5—1,33
Ход впускного и выпускного клапанов электропневматическо-
го клапана, мм	.	.	4—6
Техническая характеристика системы управления
разгрузкой тяжелых фракций
Регулятор разгрузки	.	. Автоматический
с пропорциональ-
ным регулирую-
щим воздейст-
вием
Мощность электродвигателя, кВт..................... 1,6
Номинальная частота вращения электродвигателя, с-11 .	25
Передаточное число:
редуктора .	.	.	.	31,5
цепной передачи .	3,8
Частота тока, Гц .	.	50
Напряжение питания, В .	.	.	380
Система управления клапанными пульсаторами состоит из
электропневмопривода, режим работы которого зависит от блока
вынужденных колебаний (БВК).
88
С помощью переключателя S2 можно установить автоматиче-
ский или дистанционный режим управления работой клапанных
пульсаторов, а с помощью переключателя S/ аналогичные режи-
мы управления работой электродвигателей А (разгрузки тяжелых
продуктов).
Входящие в состав системы управления сигнальные лампы
предназначены: Н1—для сигнализации о наличии напряжения
на автоматических регуляторах разгрузки тяжелых фракций АС;
Н2— для сигнализации о заклинивании роторного разгрузчика,
ИЗ и Н4 — для сигнализации о наличии напряжения соответствен-
но в системе управления машиной при включении ее в работу и в
системе управления пульсаторами. Лампы Н5 и Н6 сигнализируют
о работе блока вынужденных колебаний.
Трансформатор Т2 питает цепи световой сигнализации автома-
тических регуляторов АС, блока вынужденных колебаний G и
датчика нагрузки В4, а трансформатор ТЗ предназначен для пита-
ния задатчиков R10 автоматических регуляторов и датчиков уров-
ня тяжелой постели В.
Для токовой защиты электрических цепей системы управления
разгрузкой АС предусмотрены предохранители F2, F3 и F4, а для
защиты цепей системы управления пульсаторами CS — предохра-
нители F6, F7 и F8.
После включения системы управления в работу импульсы на-
пряжения, формируемые блоком вынужденных колебаний, пода-
ются на катушки Д7 и К8 электромагнитных клапанов электро-
пневмопривода машины и на сигнальные лампы Н5 и Н6. Пара-
метры цикла отсадки в случае необходимости можно регулиро-
вать резисторами R17, R18, R19 и R20. Если рукоятка переключа-
теля S2 находится в положении «Авт», напряжение с выпрямитель-
ного моста V19—V22 поступает на датчик нагрузки В4, который
обеспечивает остановку или пуск машины в зависимости от отсут-
ствия или поступления угля. При отсутствии угля впускные кла-
паны пульсаторов автоматически закрывают проходные сечения
и, таким образом, предотвращают подачу сжатого воздуха в воз-
душные камеры машины. При этом выпускные клапаны продолжа-
ют функционировать с частотой, заданной схемой блока вынужден-
ных колебаний.
В случае работы отсадочной машины в дистанционном режиме
разгрузки тяжелых продуктов отсадки частота вращения электро-
двигателя А устанавливается задатчиком R10, напряжение которо-
го сравнивается с выходным напряжением тахогенератора. Сум-
марное напряжение при этом преобразуется с помощью тиристор-
ного преобразователя И1 в напряжение постоянного тока, величи-
на которого зависит от величины входного сигнала. С тиристор-
ного преобразователя ИЛ выходное напряжение поступает на якор-
ную цепь электродвигателя А. В зависимости от величины этого
напряжения и устанавливается частота вращения электродвига-
теля А.
89
Цепь
Готобн.
к запуск,
Блоки -
роВка
с аппа
ратами
техноло-
гической
цепи
Al
K5.2
A2
F6
B2
C2
B1
Cl
K5.3
A5. A
S3
G
K5.6
H3
R15
кп.г
Плата 1
vig-vti
Ч^|/||Й4|5Й7|1Иу|^
фГ7
K11.3
RIB
9.
3_
И
!3
1А
4z?p
' !L
JJl
2
V15
M-
К5.7
ЭД
.Тш
С Режим S2
Авт Лис
Цепь
\~29B
~2SB
ПаузсЛ
Выпуск
Пауза!
Выпуск
Б обое
К7____
КВ____
-2АВ
к 29 В

V16
1—(
±C6
Ik7
T2
'^пульсатор
2
Ю1
Н5
Впуск
, Н6
Выпуск
P21
V25
4Ф
Рис. 4.9. Электрическая схема
управления работой отсадочной машины
При автоматическом режиме разгрузки задатчиком R10 в за-
висимости от засоренности продуктов посторонними фракциями
задается высота контролируемого слоя отсадочной постели. Вы-
ходное напряжение преобразователя (датчика уровня) В направ-
ляется на вход схемы суммирования. Здесь оно диодами VI и V2
выпрямляется и суммируется с напряжением задатчика R10 на ре-
зисторах R4 и R5. Затем суммарное напряжение поступает на вход
тиристорного преобразователя И1 и на якорную цепь электродви-
гателя А, частота вращения которого в этом случае устанавлива-
ется в зависимости от отклонения датчика уровня от заданной вы-
соты контролируемого слоя постели.
Электропневматический привод (рис. 4 10) служит для перио-
дического впуска сжатого воздуха в пневмобаллоны клапанных
пульсаторов и выпуска его из пневмобаллонов в атмосферу.
Электропневмопривод состоит из двух воздухосборников 4, в
верхней части которых установлены электропневматическпе кла-
паны 2 с электромагнитами 1. Один из этих клапанов обеспечивает
работу впускных клапанов, а другой — работу выпускных клапанов
пульсаторов. Для поддержания в системе требуемого давления на
одном из воздухосборников установлен клапан давления 6, а на
другом—манометр для контроля давления в системе управления.
В нижней части воздухосборников расположены отверстия с за-
глушками 5, через которые периодически удаляется сконденсиро-
ванная вода и производится промывка воздухосборников. Штуце-
ры 3 служат для соединения обоих воздухосборников металличе-
ской трубой.
Электропневматический клапан (рис. 4.11) состоит из металли-
ческого корпуса 7, между фланцем которого и крышкой 8 закреп-
лена мембрана 5 с прикрепленными к ней впускным 4 и выпуск-
ным 6 плоскими клапанами. Обычно мембрану изготавливают из
специального мембранного полотна или же из прорезиненной тка-
ни вентиляционных рукавов. На крышке расположен электромаг-
нит 1 с клапаном 2, который периодически перекрывает отверстие
3, соединяющее мембранную полость Б с атмосферой.
Внутренний объем электропневмоклапана разделен на три ус-
ловные полости: сжатого воздуха А, заключенную между мембра-
ной и воздухосборником электропневмопривода, мембранную Б —
между мембраной и крышкой и промежуточную В — между впуск-
ным и выпускным клапанами. Полости А и Б сообщаются через
отверстие диаметром 6 мм, сделанное в мембране.
Электропневматическпе клапаны работают следующим обра-
зом. При обесточенной катушке электромагнита воздух из поло-
сти А через отверстие в мембране поступает в мембранную по-
лость Б, из которой через открытое отверстие электромагнитного
клапана 2 выходит в атмосферу. В этом случае между полостями
А и Б возникает перепад давления, под действием которого
мембрана вместе с клапанами 4 и 6 перемещается вверх. Клапан 4
открывает впускное отверстие, а клапан 6 закрывает выпускное
отверстие промежуточной полости В. Сжатый воздух из полости
92
Рис 4.10. Электропневмопривод
Рис. 4.11. Электропневматический
клапан
А через промежуточную полость В поступает в пневмобаллоны
клапанных пульсаторов.
При подаче напряжения на катушку электромагнитного клапа-
на 2 отверстие перекрывается и в полостях А и Б устанавливается
одинаковое давление. При этом под действием собственного веса
мембрана с клапанами перемещается вниз, клапан 4 закрывает
доступ сжатого воздуха в промежуточную полость В, а клапан 6
соединяет ее с атмосферой. Из пневмобаллонов воздух выходит в
атмосферу и клапаны пульсаторов закрывают проходные сечения.
С помощью датчика подачи питания (рис. 4.12) контролируют
поступление материала в отсадочную машину. Флажок 1 датчика
питания крепят во втулке 2, которая зафиксирована на валу 4
винтом. Вал 4 перемещается в шарикоподшипниках 3, размещен-
ных в корпусе 5. Корпус с обеих сторон закрыт крышками 8.
В кожухе 7, закрепленном на корпусе, установлен бесконтактный
конечный выключатель 6.
Под воздействием потока материала, входящего в машину, фла-
жок датчика питания отклоняется от вертикального положения и
с помощью конечного выключателя в работу включается впускной
электропневмоклапан.
Датчик уровня (рис. 4.13) служит для измерения высоты за-
данного уплотненного слоя отсадочной постели. Измерительным
элементом датчика является поплавок 1, совершающий колебания
с такой же частотой и амплитудой, с какой пульсирует отсадоч-
ная постель. Поплавок при помощи трубы 2 жестко прикрепляют
к системе рычагов 3. Рычаги насажены на ось, перемещающуюся
в шарикоподшипниках 6. Угловое перемещение рычагов ограни-
93
Рис. 4.12. Датчик подачи питания Рис. 4.13. Датчик уровня тяжелого
слоя постели
чено амортизатором 7. Кажущаяся плотность поплавка изменяет-
ся с помощью грузов 4, перемещающихся на рычагах. Движение
рычагов через палец и втулку передается преобразователю 5, за-
крепленному на основании 8.
На лицевой стороне пульта управления размещена сигнальная,
показывающая, коммутирующая и регулирующая аппаратура. На-
значение каждого элемента аппаратуры указано на табличках.
Обычно пульт управления устанавливают в удобном месте вблизи
отсадочной машины.
На раме пульта управления смонтированы (см. рис. 4.9): плата
G блока вынужденных колебаний, плата 1 для формирования на-
пряжения питания катушек электромагнитов преобразователей
датчиков уровня тяжелой постели и плата 2 для формирования
суммарного сигнала из сигналов задатчика, датчика уровня и та-
хогенератора. На этой же раме расположены трансформаторы Т2
и ТЗ.
4.3.	Факторы, влияющие на результаты
отсадки углей
Эффективность разделения углей по плотности в отсадочной
машине, а также качество получаемых при этом продуктов зави-
сят от характеристик поступаемого на обогащение материала, тех-
нологических параметров процесса, конструктивных особенностей
оборудования, режимных параметров процесса и других факто-
ров.
Рассмотрим влияние этих факторов на процесс отсадки и воз-
можность повышения эффективности разделения с помощью ре-
гулирования технологических и гидродинамических параметров.
Характеристика поступаемого на обогаще-
ние материала. Опытом эксплуатации отсадочных машин
94
Рис. 4.15. Зависимость коэффициен-
та формы частиц от среднего диа
метра обогащаемых частиц при их
плотности менее 1800, от 1800 до
2000 и более 2000 кг/м3, соответст
вепно кривые /, 2, 3
Рис. 4.14 Зависимость среднего ве-
роятного отклонения Ер от среднего
диаметра обогащаемых частиц
установлено, что в результате резких колебаний гранулометриче-
ского и фракционного состава исходного угля повышается золь-
ность концентрата и увеличиваются потери угля с отходами обо-
гащения.
При повышении содержания мелких или тяжелых частиц в
обогащаемом угле снижается общая эффективность отсадки.
При совместной отсадке угля различной крупности, с умень-
шением размера частиц возрастают плотность разделения р и ее
среднее вероятное отклонение £Р (рис. 4.14b Обусловлено это
тем, что мелкие частицы более чувствительны к различным
изменениям режима движения жидкости внутри отсадочной посте-
ли. В частности, на них в большей степени влияют изменения ско-
ростей потоков, возникающих в постели отсадочных машин при ее
разрыхлении.
Показатели отсадки зависят от формы частиц обогащаемого
угля. Установлено, что чем больше в угле плоских частиц, тем ме-
нее эффективно происходит обогащение угля (рис. 4.15). Плоские
породные частицы под действием восходящего потока воды под-
нимаются вместе с угольными частицами в легкие слои постели и,
попадая в концентрат, повышают его зольность. При работе от-
садочной машины с искусственной постелью плоские частицы, не
только озоляют концентрат, по еще и затрудняют разгрузку тяже-
лых частиц через отверстия решеток.
Уголь крупностью менее 0,5 мм в отсадочных машинах практи-
чески не разделяется по плотности. Основная его масса выносится
вЬзерхние слои постели и транспортируется потоком воды совмест-
но с легкими фракциями £ концентрат, ухудшая таким образом
его качество (табл. 4.2). Присутствие тонких классов в питан и и
отсадочной машины снижает эффективность обогащения более
крупных классов вследствие увеличения вязкости среды и повы-
95
Таблица 4.2
Гранулометрический состав продуктов отсадки ГОФ «Красная Звезда»
Крупность, мм	Обогащаемый антрацит		Концентрат		Отходы	
	Выход, %	Зольность, %	Выход, %	Зольность,	Выход, %	Зольность, %
6—13	35,7	28,7	30,0	6,0	47,2	83,9
3—6	28,8	30,9	28,5	7,1	29,4	82,6
1—3	27 2	29,6	30,8	12,9	193	84 8
0,5—1	4,7	33,7	5,9	21,5	2.0	70 3
0 0,5	3,6	30,8	4,8	27,0	2,1	46,2
Исходная	100	29,9	100	10,3	100	82,6
шения общего гидродинамического сопротивления отсадочной пос-
тели. Поэтому эффективность работы отсадочных машин в боль-
шой степени зависит от подготовки угля перед отсадкой и спосо-
бов загрузки его в машину.
Для обеспечения высоких технологических показателей процес-
са отсадки необходимо, чтобы уголь в отсадочные машины посту-
пал хорошо смоченным, с минимальным содержанием класса 0—
0,5 мм и равноме но распределялся по нсей ширине отсадочного
решета.
Для улучшения качества и равномерной подачи угля на обога-
щение перед отсадочными машинами устанавливают загрузочно-
обссшламливающие устройства типа ГК и УЗО (рис. 4 16).
На результаты обогащения углей значительное влияние оказы-
вает распределение фракций по плотности как во всем разделяе-
мом материале, так и в зоне плотностей разделения. Трудность и
эффективность разделения зависят не только от фракционного со-
става угля, но и от плотности, по которой происходит его обога-
щение.
На практике для уменьшения зольности концентрата обыч-
но пытаются вместо регулировки технологического и гидродинами-
ческого режима снизить плотность разделения, например, с 1500
до 1400 кг/м3. Однако эта мера не всегда оправдана, так как при
снижении плотности разделения возрастает трудность обогащения.
На технологические показатели отсадки влияет и содержание
тяжелых фракций в обогащаемом угле. Особенно заметно это влия-
ние при обогащении энергетических углей и антрацитов, которые
во многих случаях разделяются по одной граничной плотности на
два продукта: беспородную и породную массы. Если в исходном
угле содержится много породы, то засоренность продуктов отсад-
ки посторонними фракциями, как правило, возрастает
Практикой установлено, что при работе отсадочных машин до-
пустимы кратковременные колебания фракционного и ситового со-
става исходного угля. Если же колебания фракционного и ситового
96
состава продолжительны, то для
получения продуктов отсадки
стабильного качества необходи-
мо изменить режим работы отса-
дочной машины. Для этого под
бирают оптимальную высоту тя-
желого слоя отсадочной постели,
изменяют подачу материала на
машину и расходы подрешетной
воды и воздуха.
От толщины отсадочной по
стели и ее породного слоя в зна
чительной мере зависят резуль-
таты обогащения в отсадочных
машинах Если толщина постели
большая, то восходящий поток не
в состоянии обеспечить нужное
разрыхление ее. В результате
этого нарушается разделение ча-
стиц по плотности, увеличивается
расход подрешетной воды, а
вследствие этого возникает це-
лый ряд дополнительных трудно-
стей по поддержанию баланса
воды на фабрике, обезвожива-
нию концентрата, осветлению
оборотной воды. Если толщина
постели мала, то возникает боль-
Рис. 4.16. Схема установки кониче-
ских грохотов ГК1.5 I) на отса-
дочной машине ОМ18 (2) с шириной
решета 3 м
шое разрыхление ее вплоть до пе-
ремешивания различных по плотности слоев. Естественно, что и в
этом случае эффективность разделения резко падает.
Изменять толщину всей постели и ее тяжелого слоя можно ре-
гулированием высоты сливного порога н порогов между ступенями
машины. Оптимальную высоту порогов определяют опытным путем
в период технологической регулировки отсадочной машины.
В отсадочных машинах с искусственной постелью для обога-
щения угля мелких классов крупности тяжелые частицы разгру-
жают по мере их выделения. Скорость разгрузки зависит от физи-
ческих свойств частиц искусственной постели и толщины ее укладки
на решете машины. Толщина искусственной постели из полевого
шпата должна в 3—4 раза превышать средний диаметр ее частиц.
При большей толщине постели скорость разгрузки тяжелых фрак-
ций резко уменьшается, т. е. снижается производительность отса-
дочных машин.
Оперативно регулировать скорость разгрузки тяжелых фрак-
ций через искусственную постель можно изменением гидродинами-
ческого режима пульсаций, так как от амплитуды колебаний сре-
ды и расхода подрешетной воды зависят скорости восходящего и
нисходящего потоков.
7 Зак. 961
97
Подрешетная вода с большим содержанием твердого остатка
(шлама) по физическим свойствам отличается от свойств чистой
воды. С повышением содержания твердого в воде увеличиваются
ее плотность и вязкость, а в случае насыщения воды тонкими гли-
нистыми частицами среда приобретает даже упругие свойства.
В такой среде частицы угля и породы крупностью до 3 мм не то-
нут, а находятся во взвешенном состоянии.
В результате исследований и эксплуатации отсадочных машин
установлено, что при концентрации твердого в подрешетной воде
до 80 г/л эффективность процесса отсадки практически не сни-
жается. Поэтому самое важное для обеспечения нормальной ра-
боты отсадочных машин — стабилизация концентрации твердого в
оборотной воде на уровне 50—80 г/л.
Увеличить скорость разгрузки тяжелых фракций из отсадочной
машины можно с помощью наклона решета. Обычно отсадочные
решета наклоняют в сторону разгрузки тяжелого продукта только
в машинах, обогащающих крупные угли и антрацит. При обога-
щении мелкого угля отсадочное решето во всех ступенях устанав
ливают горизонтально.
Чем больше в крупном угле содержится тяжелых фракций, тем
с большим наклоном нужно устанавливать решето в разгрузочной
ступени машины. Таким образом, наклон решет способствует по-
вышению производительности отсадочной машины. Однако макси-
мальный угол наклона решета не должен превышать 5°. При боль-
ших углах наклона из-за различной толщины слоя тяжелых час-
тиц в начале и конце отделения, а следовательно, из-за различно-
го гидравлического сопротивления постели в загрузочной и раз-
грузочной зонах машины не будет обеспечена равномерная раз-
рыхленность постели по площади отделения, т. е. снизится эффек-
тивность разделения.
Технологические факторы. На эффективность разде-
ления по плотности в отсадочной машине влияет такой технологи-
ческий параметр, как удельная производительность отсадочной
машины по питанию. В зависимости от требований, предъявляе-
мых к продуктам обогащения, и технологических схем отсадки
удельная производительность отсадочной машины по питанию мо-
жет изменяться в широких пределах. При высокой удельной про-
изводительности, т. е. при большой средней скорости движения
постели по решету, отсадочная машина превращается в транспорт-
ное устройство, в котором постель почти не разрыхляется. При
таком состоянии постели материал разделяется с весьма низкой
эффективностью. Стремление улучшить разрыхление постели уве-
личением расхода подрешетной воды или воздуха приводит к еще
большим скоростям восходящего и транспортного потоков, что в
свою очередь еще больше затрудняет процесс разделения. При
весьма низких удельных производительностях показатели обога-
щения оказываются также неудовлетворительными вследствие пе-
ремешиванйя частиц материала из слоев с различной плотностью.
98
Производительность отсадочных машин зависит от целого ряда
факторов, главными из которых являются: крупность обогащаемо-
го угля, разность в плотностях между тяжелыми и легкими фрак-
циями и содержание тяжелых фракций в исходном угле. Произво-
дительность_возрастает с_увеличением крупности обогащаемого
угля и~ по~мере увеличения разности плотностей легких и тяжелых
фракций. Поэтому при прочих равных условиях удельная^процз-
водительность принимается более высокой для крупных углей и
легкообогатимых углей.
С уменьшением удельной производительности эффективность
разделения в отсадочной машине возрастает. Практический опыт
обогащения мелкого угля свидетельствует о том, что удельная
производительность_для современных отсадочных машин не дол^
[жна быть меньше 20 т/ч на 1 м ширины решета. При меньших
значениях удельной производительности через решето будет уда-
ляться больше тяжелых фракций, чем поступает с обогащаемым
углем.
Таким образом, удельные производительности машин по пита-
нию в каждом конкретном случае следует выбирать в зависимо-
сти от требований, предъявляемых к продуктам обогащения. Так,
при обогащении энергетических углей и антрацитов требуется обес-
печить минимальные потери легких фракций с отходами._ Поэтому
при их обогащении в отсадочных машинах можно подавать до
100 т/ч угля на 1 м ширины решета, Если на отсадку поступают
труднообогатимые угли или угли с содержанием тяжелых фракций
более 25%, то удельную производительность отсадочных машин
необходимо снизить на 20—30 % по сравнению с удельной произ-
водительностью, допустимой при обогащении легкообогатимых
углей. Для обогащения мелких коксующихся углей, относящихся
к легкой и средней категории обогатимости^ по схеме отсадки с
дообогащением промпродукта основной отсадки, удельная произ-
водительность- по питанию машин_ основной отсадки не должна
превышать 80—90 т/ч на 1 м ширины решета^ а по схеме с выде-
лением трех конечных продуктов в отсадочных машинах она не
должна превышать 60 т/ч на 1 м ширины решета. _
При отсадке мелкого антрацита (класс 0—13 мм), концентрат
которого предназначен для специальных целей, например для аг-
ломерации руд, удельную производительность отсадочных машин
по питанию следует устанавливать в_пределах_50==70_т/ч на 1_м
решета. Причем, чем больше содержится класса 0—3 мм и тяже-
лых фракций, тем ниже должна быть удельная производительность
по питанию. Допускается кратковременное повышение удельной
производительности отсадочной машины, но не более чем на 15 %
от принятого значения.
Гидродинамические параметры процесса от-
садки. Эффективность работы отсадочной машины зависит от
степени разрыхления (разрыхленности) отсадочной постели и ха-
рактера ее изменения в течение цикла отсадки. Разрыхленностью
7*	99
постели называют отношение объема свободного пространства ме-
жду частицами к общему объему, занимаемому постелью.
При недостаточной разрыхленности постели уменьшаются ско-
рости опускания тяжелых частиц в нижние слои и подъема легких
в верхние слои. При чрезмерном разрыхлении частицы различной
плотности и крупности перемешиваются. В обоих случаях процесс
отсадки протекает неэффективно — продукты обогащения засоря-
ются посторонними фракциями.
Отсадочная постель переходит из уплотненного состояния в раз-
рыхленное под действием пульсирующего потока воды. Параметры
этого потока устанавливают с учетом характеристики обогащаемо-
го материала и требуемого качества продуктов обогащения.
Основное влияние на скорости и ускорения восходящего и нис-
ходящего потоков оказывают частота пульсаций, расход и началь-
ное давление воздуха, закономерности изменения давления в воз-
душной камере машины (цикл отсадки) и расход подрешетной
воды.
Желательно так изменять давление в воздушной камере, чтобы
за относительно короткое время при восходящем потоке воды до-
стигалась оптимальная разрыхленность по всей высоте постели,
а после ее уплотнения начинался новый цикл разрыхления.
Параметры колебательного движения воды и постели опреде-
ляются в основном частотой пульсаций и начальным давлением
воздуха, подаваемого в воздушную камеру машины. С уменьше-
нием частоты пульсаций и увеличением начального давления воз-
духа возрастают амплитуда пульсаций воды и максимальные ско-
рости восходящего и нисходящего потоков воды:
Начальное давление воздуха, кПа	5	6,5	8
Амплитуда пульсаций *, мм . Максимальная скорость потоков *, см/с:	52/26	74/36	99/49
восходящего .	. 12,3/10,3	17,2/14,1	22,7/18,3
нисходящего .	9,1/5,6	14,4/8,1	20,1/13
• В числителе и знаменателе приведены	значения параметров прн		частоте пульса
ций соответственно 40 и 60 мии-1.
В результате исследований установлено, что при низких часто-
тах пульсаций (меньше 50 мин-1) гидродинамический режим в ма-
шине становится менее устойчивым и более чувствительным к из-
менению подачи и характеристики исходного материала. При час-
тотах пульсаций среды больше 50 мин-1 устойчивый гидродинами-
ческий режим в отсадочных машинах сохраняется даже в том слу-
чае, если происходят изменения давления и расхода подрешетной
воды и воздуха.
При обогащении угля и антрацита целесообразно применять
симметричные циклы подачи воздуха в машину, т. е. время впуска
воздуха в машину должно быть равно времени выпуска. Такой
режим позволяет получить оптимальные скорости восходящего по-
тока и эффективно разделять материал по плотности.
Необходимый цикл отсадки в современных отсадочных маши-
нах устанавливают с помощью клапанных пульсаторов и электро-
100
пневматической системы управ-
ления их работой.
Систему и схему воздухоснаб-
жения отсадочных машин (рис.
4.17) выбирают с учетом обеспе-
чения необходимой подачи сжа-
того воздуха при минимальных
колебаниях его давления в воз-
духосборнике машины. Для сгла-
живания колебаний давления в
системе воздухоснабжения меж-
ду отсадочной машиной и возду-
ходувкой устанавливают проме-
жуточный воздухосборник, объ-
ем которого выбирают из расче-
та не менее 1 м3 на 1 м2 решета
отсадочной машины. Если один
воздухосборник предназначен
для обслуживания нескольких
машин, то его объем должен быть
на 15—20 % больше расчетного.
Удельные расходы сжатого
воздуха для современных отса-
дочных машин с подрешетными
воздушными камерами приведе-
ны ниже.
Рис. 4.17 Схема снабжения отсадоч-
ной машины сжатым воздухом:
1 — отсадочная машина; 2 — воздухосбор-
ники машины); 3 — электропневмопривод;
4 — заслонки подачи воздуха; 5 — выпуск
ной патрубок; 6 — манометр; 7 — общий
воздухосборник; 8 — турбовоздуходувка
Крупность материала, мм..................
Удельный расход воздуха, м3/(м2-ч), при
обогащении:
угля .
антрацита
0,5—13	6—150	13—150
180- 220	—	250—300
250 300	320 -350	—
Для воздухоснабжения отсадочных машин применяют турбо-
воздуходувки или газодувки типа ТВ ли ТГ.
Непрерывно подавать в отсадочную машину подрешетную воду
необходимо главным образом для стабилизации уровня воды в
воздушных камерах и поддержания баланса воды при ее пульса-
циях. С помощью подрешетной воды можно увеличить скорость
восходящего и уменьшить скорость нисходящего потоков, а также
замедлить перемещение частиц из верхних легких слоев постели к
сливному порогу машины. Таким образом, подрешетная вода спо-
собствует увеличению разрыхленное™ постели при восходящем
потоке и снижению потерь мелких классов угля при нисходящем
потоке.
Если в машину не подавать подрешетную воду или ее подача
будет очень мала, то возможна ситуация, при которой перепад
уровней в воздушной камере и рабочей части машины станет рав-
ным напору воздуха в воздухосборнике машины. При этом в отса-
дочной машине прекращаются пульсации и создается аварийная
ситуация: остановка машины, загруженной углем.
101
Избыток подрешетной воды способствует увеличению разрых-
ленное™ постели и скорости транспортировки верхних ее слоев.
При этом в концентрат будут выноситься мелкие тяжелые фрак-
ции, в результате чего зольность концентрата будет выше, чем
установлено нормой. При недостатке подрешетной воды увеличи-
ваются потери угля с отходами отсадки вследствие неудовлетвори-
тельного разделения его по плотности в уплотненной отсадочной
постели. Расход подрешетной воды зависит главным образом от
крупности угля и содержания в нем тяжелых фракций. Чем мельче
обогащаемый уголь и чем меньше в нем содержится тяжелых фрак-
ций, тем меньше подрешетной воды требуется на отсадку.
Для обеспечения необходимого колебательного режима в от-
садочной машине при обогащении мелкого угля и антрацита с
содержанием тяжелых фракций до 35 % расход подрешетной воды
следует поддерживать в пределах 2,5—3 м3/ч на 1 т обогащаемо-
го материала. Если же в угле содержится больше 35 % тяжелых
фракций, то расход подрешетной воды увеличивают до 3,5—4 м3/ч
на 1 т угля. При обогащении углей и антрацитов крупных классов
в зависимости от содержания в них тяжелых фракций требуется
ет 4 до 5 м3/ч подрешетной воды на 1 т исходного материала.
Так как расход подрешетной воды является одним из основных
параметров оперативного регулирования процесса отсадки, он не
может быть жестко регламентирован даже при одних и тех же
условиях эксплуатации отсадочных машин. В зависимости от кон-
кретных условий расход подрешетной воды выбирается с таким
расчетом, чтобы обеспечить оптимальную разрыхленное™ отса-
дочной постели и, следовательно, наилучшие результаты разделе-
ния угля по плотности.
Способ разгрузки продуктов отсадки. Эффектив-
ность обогащения угля зависит не только от точности разделения
его на слои различной плотности в результате подбора оптималь-
ного режима пульсаций среды, но и от способа удаления из ма-
шины конечных продуктов отсадки, особенно тяжелых продуктов,
расположенных на решетке отсадочной машины.
В современных отсадочных машинах тяжелые продукты раз-
гружают тремя способами: механическим, через искусственную
постель и комбинированным (частично с помощью механических
разгрузчиков, частично через искусственную постель).
Механический способ разгрузки применяют при работе отса-
дочных машин с естественной постелью, образованной из пород-
ных частиц, содержащихся в обогащаемом угле.
В настоящее время при обогащении каменных углей и антра-
цитов тяжелый продукт разгружают преимущественно механиче-
ским способом.
Очень важно, чтобы при работе отсадочной машины с естест-
венной постелью высота слоя тяжелого продукта поддерживалась
на заранее заданном уровне. Для этого в отсадочных машинах
предусмотрены роторные разгрузочные устройства, которые непре-
рывно разгружают тяжелые продукты. Скорость разгрузки можно
102
изменять в зависимости от их поступления с исходным материа-
лом. Толщина слоя тяжелых частиц должна быть в пределах
150—220 мм для мелкого угля и 180—250 мм для крупного угля.
Для поддержания требуемой толщины слоя используют систему
авторегулирования.
При отсадке с искусственной постелью тяжелые продукты раз-
гружают по всей площади ее укладки в отсадочной машине. Тех-
нологические показатели разделения при работе по такой схеме
улучшаются, однако удельная производительность отсадочной ма-
шины снижается. Кроме того, при накоплении в искусственной
постели крупных тяжелых частиц, металлических и других предме-
тов значительно ухудшаются показатели отсадки.
Использование комбинированной разгрузки позволяет с ростом
удельной производительности отсадочной машины повысить эф-
фективность разделения (особенно частиц крупностью 0—3 мм).
При комбинированном способе разгрузки большая часть тяже-
лых частиц удаляется механическими разгрузчиками, а мень-
шая— через искусственную постель.
Эффективная работа механического разгрузчика зависит от
точности срабатывания датчика уровня. Устойчивость работы дат-
чика и его чувствительность зависят от объема датчика и от сил
трения, возникающих при его перемещении в периоды разрыхле-
ния и уплотнения отсадочной постели. В современных отсадочных
машинах применяют датчики уровня погружного типа (поплавко-
вые), т. е. такие, у которых незначительная часть объема находит-
ся выше уровня воды в машине. Оптимальный объем датчика (по-
плавка) погружного типа находится в пределах 3—4,5 л.
Основной характеристикой поплавка является его кажущаяся
плотность. От. нее зависит глубина погружения датчика в тот или
иной слой постели. Правильно выбранная кажущаяся плотность
поплавка способствует стабилизации качества продуктов отсадки
и повышению устойчивости работы отсадочной машины.
4.4.	Предварительная наладка отсадочной машины,
вспомогательного оборудования и системы управления
После окончания монтажа отсадочной машины, водо-воздуш-
ных коммуникаций и вспомогательного оборудования проводят
предварительную наладку и испытание всех узлов машины, систе-
мы управления и оборудования, входящего в технологический
комплекс отсадки. Наладочная регулировка — один из наиболее
важных этапов работы, от которого зависят в дальнейшем пока-
затели отсадки. Предварительная наладка предусматривает подго-
товку к пуску и устранение дефектов монтажа самой отсадочной
машины и вспомогательного оборудования, а также установку ре-
гулируемых параметров в соответствии с условиями данной фаб-
рики.
При предварительной наладке отсадочной ма-
шины сначала тщательно осматривают основные узлы отсадоч-
103
вой машины, системы управления, электрооборудования и всего
вспомогательного оборудования, а затем налаживают работу ме-
ханических узлов машины и электрической системы управления.
Наиболее ответственный элемент отсадочной машины — реше-
то, на котором происходит расслоение угля. Решето выполняет не-
сколько функций. Во-первых, на нем удерживается отсадочная пос-
тель и через него частично разгружаются тяжелые частицы. Во-
вторых, живое сечение решета оказывает большое влияние на раз-
рыхленность постели, а следовательно, и на эффективность про-
цесса разделения. Если суммарная площадь отверстий решета
недостаточна, то создается большое сопротивление восходящим
потокам воды, разрыхление постели снижается и резко ухудшается
качество продуктов обогащения.
Обычно на отсадочных машинах устанавливают колосниковые
решета, а также штампованные решета с круглыми и реже про-
долговатыми отверстиями.
В отсадочных машинах, обогащающих уголь мельче 13 мм, ши-
рина щели колосникового решета должна быть 4—5 мм, диаметр
круглых отверстий штампованных сит — 6 мм, а размеры прямо-
угольных отверстий 5X20 мм. Размер отверстий в решетах отса-
дочных машин для обогащения крупного угля должен быть на
2—4 мм меньше минимального размера обогащаемых частиц, но
не менее 8 мм.
При наладке особо тщательно следует проверить прилегание
решет к стенкам корпуса и опорной раме машины. Обнаруженные
зазоры и неплотности устраняют. Следует также проверить жест-
кость крепления решет, так как при недостаточно жестком крепле-
нии их вследствие совместного перемещения решет и постели
ухудшается расслоение материала.
В отсадочных машинах с искусственной постелью решета уста-
навливают горизонтально. Размер отверстий таких решет 20—
25 мм.
Высота ограничительной решетки для укладки искусственной
постели 100—120 мм, а размеры ее ячеек 200X200 мм. Ячейки
ограничительной решетки заполняют примерно на 2/3 высоты. При
большем заполнении частицы искусственной постели под дейст-
вием пульсаций выносятся из ячеек. Толщину искусственной посте-
ли подбирают в процессе наладки.
Важную роль в процессе отсадки играет подрешетная вода.
Обычно ее подводят в отсадочную машину со стороны разгрузоч-
ной ступени. Подачу или расход подрешетной воды регулируют
дроссельными заслонками. При предварительной наладке угол от-
крытия этих заслонок устанавливают таким образом, чтобы расход
воды уменьшался в направлении движения материала к сливному
порогу, т. е. по мере увеличения порядкового номера дроссельных
заслонок (табл. 4.3). Окончательно расход подрешетной воды уста-
навливают с учетом опыта эксплуатации машины на обогащаемом
материале.
*04
Т а б л и п а 4.3
Ориентировочные углы открытия дроссельных заслонок
подрешетной воды для различных типов отсадочных машин
Ступень отсадочной машины	№ заслон- ки	Угол открытия заслонок, градус					
		ОМ8-3	ОМ 12-3	ОМ 12/3	ОМ18-3	ОМ 24-2	ОМА10-1М
Загрузочная	1	35—50	35—50	50—70	50—70	65—85	45—60
	2	30—45	30—45	50—65	50—65	60—75	45—60
Промежуточ-	3	—	30—45	—	45—60	50—65	35—50
ная	4	-—	25—40	•—	40—55	45-60	—
Разгрузочная	5	30—45	15—35	30—45	30—45	45—50	25—40
	6	25—40	15—35	30—45	30—40	40—45	15—35
При обогащении крупного или неклассифицированного угля, а
также при повышенном содержании в обогащаемом материале тя-
желых фракций расход воды увеличивается, следовательно, и угол
открытия дроссельных заслонок должен быть больше.
При наладке отсадочных машин нужно правильно подобрать
высоту порогов между ступенями и сливного порога в разгрузоч-
ной ступени. Высота порога, характеризуемая расстоянием от ре-
шета до верхней кромки порога, зависит от крупности обогащае-
мого угля.
Крупность угля, мм
Высота порога, мм
Загрузочная ступень .
Промежуточная ступень
Разгрузочная ступень .
13 (6)—150
320—360
300—400
470—500
0,5—13 (25)
300—340
280—320
450—470
Поднимают и опускают пороги с помощью маховичков, уста-
новленных на двух винтах; при этом необходимо так устанавли-
вать пороги, чтобы их верхние кромки были горизонтальными, без
каких-либо перекосов. Если же сливной порог установлен с пере-
косом, то из-за неравномерного по ширине решета потока пульпы
ухудшаются общие показатели обогащения.
При наладке разгрузочных устройств отсадочной машины под-
бирают ширину разгрузочного отверстия (расстояние от нижней
кромки шибера до вертикально расположенной лопасти ротора
разгрузчика) и обеспечивают требуемую толщину слоя тяжелых
частиц. Ширину разгрузочного отверстия выбирают в зависимости
от крупности угля и регулируют шибером.
Крупность угля, мм...............
Ширина разгрузочного отверстия, мм
Загрузочная ступень .
Промежуточная ступень
Разгрузочная ступень .
13 (6)—150
180—200
160—180
140—150
0,5—13 (25)
90—100
70—80
60—70
Для эффективной работы разгрузочных устройств необходимо
поддерживать динамическое равновесие между поступлением тя-
желых частиц в отсадочную машину и их удалением из нее. Ta-
il»
кое равновесие можно обеспечить с помощью правильно подобран-
ного поплавкового датчика уровня. Контролируемое датчиком зна
чение эффективной (кажущейся) плотности можно регулировать,
утяжеляя или облегчая поплавковую систему, или изменяя толщи-
ну контролируемого слоя тяжелой постели.
Очень важно правильно выбрать оптимальную частоту враще-
ния ротора разгрузчика. Для этого сначала устанавливают ее на
уровне средних допустимых значений, а затем изменяют (увели-
чивают и уменьшают). Через 15—20 мин работы разгрузчика с за-
данной частотой вращения отбирают пробы концентрата и поро-
ды и методом экспресс-анализа (расслоение в тяжелых жидкос-
тях) определяют содержание в этих породах посторонних фракций.
Частота вращения будет считаться оптимальной, если обеспечива-
ется требуемое качество продуктов отсадки.
В зависимости от содержания в продуктах посторонних фрак-
ций либо увеличивают, либо уменьшают толщину слоя тяжелых
частиц (расстояние от нижней кромки датчика уровня до решета).
Толщину этого слоя выбирают с учетом крупности угля.
Крупность угля, мм .
Толщина породного слоя, мм
Загрузочная ступень .
Промежуточная ступень
Разгрузочная ступень .
13 (6)—150
220250
200-230
180—200
0,5—13 (25)
200 -220
180—200
150—170
После наладки и регулировки воздуходувки проверяют все воз-
душные коммуникации и устраняют обнаруженные неисправности
(утечки воздуха). В отсадочной машине регулируют ход впускных
и выпускных клапанов и частоту пульсаций, определяя их опти-
мальные значения. При движении отсадочной постели вдоль ма-
шины изменяется ее гранулометрический и фракционный состав.
По этой причине расход воздуха для ее разрыхления должен быть
различным в разных ступенях машины. Ход впускных и выпускных
клапанов зависит от места расположения клапана (его порядко-
вого номера по направлению движения материала) и крупности
обогащаемого угля (табл. 4 4), а также от ширины рабочей части
отсадочной машины.
Установлено, что разделение угля по плотности протекает с
достаточно высокой эффективностью, если скорость восходящего
потока воды находится в пределах 12 20 и 20—30 см/с при обо
гащении соответственно мелкого и крупного угля и антрацита.
Поэтому при наладке отсадочной машины для обеспечения та-
ких скоростей необходимо правильно установить цикл пульсаций
и другие гидродинамические параметры.
Из опыта эксплуатации отсадочных машин известно, что при
большом начальном давлении воздуха, поступающего в воздуш-
иую камеру машины, и сравнительно малом времени впуска отса-
дочная постель поднимается над решетом сплошной массой, не
разрыхляясь, а при малом — частицы ее не переходят во взвешен-
ное состояние. В обоих случаях разделение по плотности ухудша-
ется, так как нет требуемого разрыхления постели.
106
Таблица 4.S
Ход впускных и выпускных клапанов отсадочной машины
при крупности исходного угля 0,5—13 мм (числитель)
и 13—150 мм (знаменатель)
Ступень отсадочной машины	Номер пульса- тора	Ход впускного (выпускного) клапана, мм					
		ОМ8-3	ОМ 12-3	ОМ-12/3	ОМ18-3	ОМ24-2	ОМАЮ-1М»
Загрузоч- ная	1; 2	20 (15) 25 (20)	20 (15) 25 (20)	25 (20) 30 (25)	25 (20) 30 (25)	30 (25) 35 (30)	20 (15) 25 (20)
Промежу- точная	3; 4	—	15 (10) 20 (20)	—	20 (15) 25 (20)	25 (20) 30 (25)	15 (10 20 (20)
Разгрузоч- ная	5; 6**	15 (15)	15 (15)	25 (20)	15 (15)	20 (15)	10 (10)
		20 (20)	20 (20)	30 (25)	20 (15)	25 (20)	15 (15)
• В машине OMAIO-1M пульсаторы I, 2 н 3 установлены в загрузочной ступени, а
пульсаторы 4 и 5 в разгрузочной; в числителе приведены значения для крупности угля
6—25 мм; в знаменателе — для крупности 6—150 мм.
** Пульсатор 6 установлен только на машинах ОМ 18-3 и ОМ24-2.
Выбор гидродинамических параметров зависит от крупности
обогащаемого угля и содержания в нем тяжелых фракций.
Г идродинамические
параметры, рекомендуемые при наладке
отсадочных машин
Обогащаемый материал	Уголь		Антрацит	
Крупность, мм		13—150	0.5—13	6—150	0,5—13(25)
Частота пульсаций, Гц . Давление воздуха в воздухо- сборнике, кПа	0,75—0,83	0,92—1,08	0,67—0,75	0,83—0,92
Загрузочная ступень .	35—40	30—35	40-50	35—40
Промежуточная ступень .	30—35	28—30	—	30—35
Разгрузочная ступень	28—30	25—28	35—40	28—30
Наладка системы	управления		отса д оч	ной м а-
шины. Перед наладкой электрооборудования и системы управле-
ния машины проверяют состояние всех автоматических выключа-
телей и переключателей на панели пускорегулирующей аппарату-
ры. Все переключатели устанавливают в положение «0», проверяют
наличие плавких предохранителей (в блоках регулирования, управ-
ления, в пульте и в тиристорных преобразователях) и ламп нака-
ливания в сигнальной аппаратуре. В редукторы приводов ротор-
ных разгрузчиков заливают масло, а в подшипниковые узлы дат-
чиков уровня тяжелой постели и обогащаемого материала, электро-
двигателей и роторов набивают густую смазку. Перед подачей
напряжения на электродвигатели роторных разгрузчиков проверя-
ют правильность установки траверсы, вращение якоря электродви-
гателя, состояние щеток, надежность крепежных и контактных сое-
динений. Во избежание замыкания обмоток необходимо измерить
сопротивление изоляции их относительно корпуса электродвига-
107
теля. Проверяют также надежность заземления всех устройств си-
стемы управления машиной и электродвигателей.
При наладке системы управления машиной сначала налажи-
вают систему управления пульсациями, а затем — систему управ-
ления разгрузкой тяжелых продуктов по каждой ступени машины
в отдельности. При наладке системы управления пульсациями на-
страивают датчик подачи питания и проверяют работу клапанных
пульсаторов с электропневмоприводом.
Для настройки датчика подачи питания снимают крышку ко-
жуха и так устанавливают флажок датчика, чтобы его нижняя
часть находилась на уровне входа материала в машину. Затем при
вертикальном положении флажка в щели бесконтактного выклю-
чателя устанавливают регулировочную пластину таким образом,
чтобы она располагалась в зоне срабатывания выключателя. При
движении материала флажок отклоняется на 10- 15° и регупи-
ровочная пластина выходит из зоны срабатывания выключателя.
После подачи напряжения на схему управления машиной и уста-
новки переключателя S2 (см. рис. 4.9) в положение «Авт», должны
постоянно светиться сигнальные лампы Н4 и Н5, а лампа Нб при
этом должна мигать. При повороте флажка датчика на 10—15°
должна светиться сигнальная лампа Н4, а лампы Н5 и Нб должны
мигать с частотой, установленной резисторами R17—R20. Время
задержки срабатывания контакта Кб.2 не должно превышать 30 с.
Для проверки его флажок возвращают в вертикальное положе-
ние. Следующим этапом является наладка клапанных пульсато-
ров и электропневмопривода при подаче в них сжатого воздуха с
давлением 25—30 кПа.
При наладке клапанных пульсаторов в первую очередь прове-
ряют герметичность заглушек под выпускными клапанами. Если
заглушки будут разгерметизированы, то при открытии впускных
клапанов из-за утечек воздуха в машине нс будет пульсаций воды
и обогащаемого материала.
Пульсаторы проверяют при непрерывной работе в течение 8—
12 ч в дистанционном режиме управления (ручка переключателя
S2 в положении «Дне»). Необходимо убедиться в четком срабаты-
вании клапанов пульсаторов, а также электропневматнческих и
электромагнитных клапанов.
Перед тем как начать наладку системы управления разгруз>-
кой тяжелых продуктов, необходимо установить рычаг поплавко-
вого датчика в горизонтальное положение и снять кожух с преоб-
разователя. При этом на зажимах 1 и 2 преобразователя В1 (см
рис. 4.9) электрическое напряжение должно равняться 36 В, а на
зажимах 5 и б оно должно быть равным нулю. Перемещая попла-
вок вверх, необходимо убедиться, что напряжение на1 зажимах 2
и 3 возрастает, а якорь электромагнита преобразователя не при-
поднимается. При нижнем положении поплавка напряжение на
зажимах 2 и 3 должно быть равным нулю. Если же оно не равно
нулю, то его устанавливают с помощью корпуса сельсина. При
установке риски рукоятки задатчика R10 на отметку «0» напря-
IC8
жение на выходе задатчика и тиристорного преобразователя И1
должна быть равным нулю. После этой предварительной настрой-
ки, переключателем S1 устанавливают дистанционный режим уп-
равления, а риску рукоятки задатчика R10— переводят в положе-
ние «10». С помощью резистора R23 на выходе тиристорного преоб-
разователя И1 устанавливают напряжение 220 В и проверяют
максимальную частоту и направление вращения электродвигателя
роторного разгрузчика.
Направление вращения ротора зависит от исполнения отсадоч-
ной машины (см. рис. 4.3). При левом исполнении машины рото-
ры должны вращаться по часовой стрелке, а при правом испол-
нении— против часовой стрелки.
Для наладки работы системы разгрузки в автоматическом ре-
жиме стрелку задатчика R10 переводят в нулевое положение, а
переключатель S1 режима устанавливают в положение «Авт». За-
тем поплавок датчика поднимают вверх до отметки шкалы «0» и
резистором R2 на выходе тиристорного преобразователя И1 уста-
навливают напряжение 220 В. При повороте рукоятки задатчика
R10 к отметке «10» на шкале необходимо убедиться, что на выходе
тиристорного преобразователя напряжение уменьшается. Следует
добиться четкой и точной регулировки, т. е. чтобы при крайних
положениях задатчика («0» и «100») частота вращения электро-
двигателя принимала соответственно нулевое и максимальное зна-
чения.
При автоматическом режиме управления разгрузкой тяжелых
продуктов заданная толщина слоя тяжелых частиц постели под-
держивается автоматически. При дистанционном управлении для
получения продуктов требуемого качества изменяют частоту вра-
щения роторного разгрузчика, поворачивая рукоятку задат-
чика R10.
Работу системы управления проверяют одновременно с про-
веркой всех узлов машины. После устранения всех выявленных в
системе управления дефектов ее подключают к схеме блокировок
механизмов фабрики.
Наладка турбовоздуходувки. Для подачи воздуха в
отсадочные машины применяют многоступенчатые турбовоздухо-
дувки типа ТВ с различной степенью сжатия воздуха. Чаще всего
на фабриках устанавливают турбовоздуходувки ТВ-80-1,4 и
ТВ-200-1,4, реже ТВ-50-1,6 и ТВ-80-1,6.
В турбовоздуходувках тяжелые многоступенчатые роторы вра-
щаются с частотой 2950 мин-1. Монтаж, наладка и пуск этих ма-
шин требуют особой тщательности. При их пуске и наладке необхо-
димо проверить направление вращения ротора (указано стрелкой
на корпусе), наличие масла в корпусах подшипников и поступле-
ние воды для их охлаждения.
Для визуального наблюдения за поступлением чистой воды в
подшипники в системе трубопроводов устанавливают воронку. На-
грев подшипников контролируют с помощью специального термо-
метра, входящего в комплект турбовоздуходувки. При работе тур-
109
бовоздуходувки температура масла не должна превышать 75 °C.
Турбовоздуходувки необходимо пускать при закрытой задвижке на
трубопроводе подачи воздуха. После того как частота вращения
ротора достигнет номинального значения, постепенно открывают
задвижку для нагнетания давления, не допуская при этом пере-
грузки электродвигателя. При плохой центровке электродвигателя
и воздуходувки или же при слабом креплении их к фундаменту
могут возникнуть недопустимая вибрация или значительный шум.
В таких случаях необходимо немедленно остановить турбовозду-
ходувку, установить причину неисправности и устранить ее.
После пуска турбовоздуходувки проверяют герметичность воз-
духопроводов и запорной арматуры. Только после устранения об-
наруженных утечек воздуха воздушные коммуникации могут быть
пригодны к постоянной эксплуатации.
Наладка обезвоживающих элеваторов. Для нор-
мальной эксплуатации отсадочной машины необходимо обеспечить
устойчивую работу элеваторов, обезвоживающих тяжелые продук-
ты отсадки.
Рабочий орган обезвоживающего элеватора — замкнутая цепь
с ковшами — перемещается по специальным направляющим, уста-
новленным внутри наклонного кожуха. Привод элеватора состоит
из приводного вала, турбомуфты, натяжного устройства и электро-
двигателя. Приводная головка одновременно является и натяжным
устройством для ковшовой ленты.
Ковшовые ленты изготовляют двух типов: с сосредоточенным
(на каждом шаге цепи) и рассредоточенным (через шаг цепи) рас-
положением ковшей.
Перед пуском обезвоживающего элеватора проверяют герме-
тизацию его корпуса и мест присоединения желобов к нижней час-
ти машины и загрузочной секции элеватора. Обнаруженные течи
необходимо устранить, так как они могут привести к снижению
уровня воды в отсадочной машине. При наладке обезвоживающе-
го элеватора регулируют натяжение его ковшовой ленты и реле
скорости, которое служит для отключения электродвигателя при-
вода элеватора и отсадочной машины при пробуксовывании ков-
шовой ленты или при обрыве цепи.
Тяжелые условия работы обезвоживающих элеваторов на угле-
обогатительных фабриках предъявляют особые требования к их
эксплуатации. Для обеспечения непрерывной и надежной работы
этих механизмов нужно своевременно проверять состояние ковшо-
вой ленты, крепление ковшей, затяжки крепежных болтов в при-
водной головке и реле скорости, наличие масла в турбомуфте, ре-
дукторе и в кожухе зубчатой передачи.
4.5.	Оперативная регулировка и обслуживание
отсадочных машин
Оперативной, или текущей, регулировкой называют практически
непрерывную корректировку режима расслоения и разгрузки в за-
110
висимости от случайных изменений подачи или качества поступа-
ющего на отсадку материала.
Оперативную регулировку осуществляют изменением расхода
воздуха и подрешетной воды для поддержания оптимальной раз-
рыхленное™ отсадочной постели и изменением эффективной мас-
сы поплавка или положения задатчика для регулировки высоты
слоя тяжелых продуктов и интенсивности их удаления.
Изменения характеристики исходного угля, подачи питания на
машину и параметров водо-воздушного режима в первую очередь
отражаются на состоянии отсадочной постели, т. е. на ее разрых-
лении. Причины неудовлетворительной работы отсадочной маши-
ны могут быть установлены по ряду косвенных признаков. Так,
например, при увеличении содержания тяжелых фракций в исход-
ном угле заметно повышается заполнение ковшей обезвоживаю-
щих элеваторов тяжелыми продуктами. Повышение содержания
шлама в подрешетной воде или в исходном угле вызывает ухудше-
ние дренажа воды через отверстия ковшей обезвоживающих эле-
ваторов. Об увеличении подачи питания на машину или же об
уменьшении расхода подрешетной воды и воздуха можно судить
по уплотнению отсадочной постели, определяемому при помощи
деревянного щупа.
Так как между производительностью отсадочной машины и ее
технологической эффективностью существует тесная связь, то при
регулировке подачи питания на отсадочную машину (удельной
производительности по питанию) необходимо обеспечивать задан-
ную производительность всех машин технологической цепочки и
фабрики в целом. Наиболее отрицательное влияние на работу от-
садочных машин оказывают частые перебои в подаче питания. По-
этому для получения продуктов требуемого качества необходимо
добиваться, чтобы питание на отсадочные машины поступало не-
прерывно и без значительных колебаний в течение смены. Кратко-
временные колебания подачи питания относительно ее оптималь-
ного значения не должны превышать 15 %.
При регулировке подачи питания необходимо следить за равно-
мерным распределением исходного угля по ширине отсадочного
решета и расходом транспортной воды.
Регулируя расход подрешетной воды и воздуха, необходимо
стремиться к тому, чтобы амплитуда колебаний воды при задан-
ной частоте пульсаций соответствовала крупности обогащаемого
угля.
Эффективность технологической регулировки отсадочной ма-
шины обычно оценивают по разрыхленное™ отсадочной постели,
прощупывая ее деревянным щупом, и по данным экспресс-анализа
продуктов отсадки. Если в концентрате содержится много мелких
тяжелых фракций, то это может быть вызвано повышенным рас-
ходом подрешетной воды или воздуха, перегрузкой машины пи-
танием или большой высотой удаляемого слоя тяжелых частиц.
Кроме того, содержание в концентрате тяжелых фракций может
увеличиться из-за того, что отсадочные решета или искусственная
111
постель забиты труднопроходимыми тяжелыми частицами. В этом
случае водо-воздушный режим и разгрузку тяжелых продуктов ре-
гулируют до тех пор, пока не будет получен концентрат требуемо-
го качества при допустимых нормах потерь легких фракций с отхо-
дами отсадки. Если же при такой регулировке не удается достичь
желаемых результатов, то уменьшают подачу питания или же оста-
навливают отсадочную машину и очищают ее рабочие отделения
от труднопроходимых частиц и посторонних предметов.
При возрастании содержания мелких легких фракций в отходах
уменьшают скорость нисходящего потока, повышая расход под-
решетной воды в загрузочной и промежуточной ступенях машины
или увеличивая толщину удаляемого слоя отсадочной постели ра-
нее рассмотренными способами. Если же в отходах содержатся
крупные легкие частицы, то это может быть вызвано или излиш-
ней разрыхленностью отсадочной постели, или плохим закрепле-
нием решет, или повышенной частотой вращения ротора разгруз-
чика из-за несоответствия положения задатчика высоте удаляемо-
го слоя тяжелых частиц. Для уплотнения постели .снижают расход
воздуха или подрешетной воды, а для уменьшения частоты вра-
щения ротора — изменяют положение задатчика на пульте управ-
ления. Крепление отсадочных решет во время работы отсадочной
машины проверяют при помощи деревянного щупа.
Иногда, при слишком высоком давлении воздуха, подаваемого
за короткое время в воздушные камеры машин, отсадочная пос-
тель перемещается сплошной массой, не разрыхляясь. При этом
разделения материала по плотностям не происходит. Добиться тре-
буемой разрыхленности отсадочной постели можно, повысив рас-
ход подрешетной воды и уменьшив давление воздуха в воздухо-
сборниках машины.
Сравнительно легко можно уменьшить засорение концентрата
посторонними фракциями при допустимых потерях легких фракций
с отходами отсадки, если в машине выделяются два конечных про-
дукта, а промпродукт дообогащается в другом аппарате. При рабо-
те отсадочной машины на естественной постели и выделении трех
конечных продуктов наиболее трудной задачей является получение
промпродукта с большой концентрацией собственно промпродук-
товых фракций. Обычно в промпродукте содержится больше посто-
ронних примесей, чем в концентрате и отходах.
Для получения продуктов отсадки требуемого качества при вы-
делении в отсадочной машине трех конечных продуктов необхо-
димо очень тщательно регулировать разрыхленность постели, эф-
фективную плотность датчиков уровня и высоту контролируемых
слоев постели во всех ступенях отсадочной машины. Недостаточно
точное регулирование этих параметров, хотя бы в одной ступени,
неизбежно приводит к изменению состава промежуточного про-
дукта.
При эксплуатации отсадочных машин иногда происходит про-
рыв воздуха из воздушных камер в проточную часть машины.
В этом случае полностью нарушается режим расслоения матсриа-
112
ла по плотностям, так как воздушные пузыри перемешивают уже
расслоившуюся постель. Причинами такого прорыва воздуха мо-
гут быть:
повышенное сопротивление отсадочной постели вследствие уве-
личения содержания мелочи в исходном угле;
возросшее сопротивление решет из-за забивания их частицами
тяжелого продукта;
увеличение содержания шлама в оборотной воде.
При возрастании сопротивления отсадочной постели нужно по-
высить расход подрешетной воды, а для поддержания необходи-
мого живого сечения сит — систематически, два-три раза в неделю,
очищать их.
При резких изменениях количества поступающей с обогащае-
мым углем породы из-за нестабильного качества угля и колебаний
в его подаче на отсадочные машины, а также частых корректиров-
ках взаимозасорений продуктов отсадки необходимо корректиро-
вать параметры автоматической системы разгрузки тяжелых про-
дуктов. Иногда от оператора даже требуется изменить установоч-
ные параметры регулирования: эффективную плотность поплавка,
высоту породного слоя постели, расстояние от решета до нижней
кромки поплавка и размер выпускной щели на разгрузчике. Эти
параметры корректируют в том случае, если при оперативной регу-
лировке расходом подрешетной воды и воздуха не удается предот-
вратить выпуск бракованного концентрата или промпродукта.
Оперативную регулировку разгрузки тяжелых продуктов отсад-
ки осуществляют с целью поддержания заданной толщины пород-
ного слоя постели независимо от изменения содержания тяжелых
фракций в питании машины. Чтобы не было резких колебаний
толщины слоя,- тяжелые продукты нужно разгружать непрерывно,
причем скорость разгрузки должна изменяться в зависимости от
поступления тяжелых фракций с исходным углем. Скорость раз-
грузки или частоту вращения ротора разгрузчика регулируют из-
менением положения задатчика толщины разгружаемого слоя пос-
тели, как и при наладочной регулировке.
В некоторых случаях вместо изменения скорости разгрузки из-
меняют эффективную плотность датчика уровня. Для этого увели-
чивают или уменьшают его массу, перемещая грузы на штанге
пантографа датчика или же меняя число грузовых шайб на штоке
поплавка. Такую регулировку обычно производят тогда, когда
значительно изменилась зольность легких фракций в обогащаемом
угле и возникла необходимость перейти на другую плотность раз-
деления. Например, если по результатам анализа зольность кон-
центрата намного ниже нормы, а засоренность его посторонними
фракциями находится в пределах допустимых значений, то это,
по-видимому, могло произойти только из-за значительного умень-
шения зольности легких фракций. В этом случае для предотвра-
щения потерь легких фракций с промпродуктом целесообразно
увеличить эффективную плотность датчика в разгрузочной ступе-
8 Зак. 961	ИЗ
ни машины и повысить, таким образом, плотность разделения.
Если же зольность легких фракций в исходном угле возросла про-
тив прежних значений, то для предотвращения выпуска бракован-
ного концентрата необходимо уменьшить эффективную плотность
датчика, а следовательно, снизить плотность разделения. При ре-
гулировке разгрузки не следует одновременно изменять толщину
слоя тяжелых частиц постели и эффективную плотность датчика
уровня, так как можно нарушить режим обогащения и увеличить
потери легких фракций с отходами отсадки.
При оперативной регулировке разгрузки тяжелых продуктов
необходимо также обращать внимание и на характер перемещения
поплавка—датчика уровня. Поплавок должен пульсировать сов-
местно с постелью, а не оставаться в ней неподвижным. Кроме
того, необходимо, чтобы он не подбрасывался слишком высоко, а
перемещался синхронно с контролируемым слоем постели. В этом
случае удается точно поддерживать толщину контролируемого
слоя, так как от датчика своевременно подаются сигналы на уве-
личение или уменьшение частоты вращения роторного разгрузчи-
ка или на перемещение другого разгрузочного органа (шибера,
сектора и т. д.).
При снижении подачи питания или содержания тяжелых фрак-
ции в обогащаемом угле необходимо задавать меньшую толщину
разгружаемого слоя постели. При этом гидравлическое сопротив-
ление постели уменьшится и для ее нормальной разрыхленности
потребуется меньше подрешетпой воды. Поэтому если по каким-
либо причинам уменьшается заданная толщина отсадочной посте-
ли, то необходимо снизить расход подрешетной воды до такой сте-
пени, пока разрыхлениость постели не установится в прежних пре-
делах. Особенно тщательно нужно регулировать расход подрешет-
ной воды и воздуха в тех отсеках машины, в которых расположе-
ны разгрузочные устройства тяжелых продуктов, так как в зонах
разгрузки породы и промпродукта может происходить перемеши-
вание расслоенной постели, что приводит к повышенным потерям
угольных фракций с тяжелыми продуктами.
Оперативную регулировку разгрузки тяжелых продуктов через
искусственную постель осуществляют главным образом изменени-
ем расхода воздуха. Если через искусственную постель разгру-
жается мало тяжелого продукта, то целесообразно повысить рас-
ход воздуха. При этом увеличится разрыхлениость постели и по-
высится ее пропускная способность по тяжелым фракциям.
В отсадочных машинах с искусственной постелью необходимо
постоянно вести наблюдение за ее состоянием. Нельзя допускать
забивки искусственной постели крупными кусками породы или по-
сторонними предметами. Обычно крупная порода поступает в ма-
шину вследствие прорыва сита на классификационных грохотах
или же при перегрузке грохотов, когда крупные частицы, перева-
ливаясь через борта грохота, поступают в ванну для подрешетно-
го продукта. При обнаружении забивки искусственной постели от-
садочную машину необходимо остановить, очистить постель от
114
крупных частиц и посторонних предметов и ликвидировать при-
чину поступления крупного угля в отсадочную машину.
В целях профилактики забивки искусственной постели ее чис-
тят в период плановых ремонтов фабрики (один или два раза в
неделю).
Для поддержания отсадочной машины в исправном состоянии
системой планово-предупредительных ремонтов предусмотрено
межремонтное техническое обслуживание и плановые ремонты.
Межремонтное техническое обслуживание заключается в еже-
суточной проверке правильной эксплуатации отсадочной машины
и ее технического состояния и ежесменном техническом обслужи-
вании.
При ежесменном техническом обслуживании оператор обязан:
контролировать работу основных узлов машины;
проверять наличие смазки в узлах трения;
удалять с наружных поверхностей пульта управления, приво-
дов разгрузочных устройств, пульсаторов, поплавковых датчиков,
электропневмоприводов и воздухосборников машины пыль, масло
и посторонние предметы;
следить за равномерной загрузкой машины обогащаемым уг-
лем;
контролировать качество выпускаемых продуктов обогащения
и регулировать при необходимости работу машины.
При длительных остановках машины необходимо очищать ре-
шета машины от посторонних предметов, металла и труднопрохо-
димых частиц простукиванием решет и их промыванием водой. Обо
всех замеченных в процессе работы машины неисправностях опе-
ратор обязан записать в специальный журнал приема и сдачи
смены.
Ежесуточно правильную эксплуатацию всего комплекса обору-
дования отсадочной машины проверяет обычно механик участка
или начальник смены. Ежесуточная проверка предполагает:
внешний осмотр отсадочной машины, устройств системы управ-
ления и автоматического регулирования ее работой; опрос обслу-
живающего персонала о состоянии машины и ее основных узлов;
проверку качества ремонтных работ;
необходимую настройку системы управления воздушным режи-
мом и автоматических регуляторов разгрузки тяжелых продуктов;
проверку крепления отсадочных решет, приводов разгрузоч-
ных устройств, ограждений, наличие смазки в узлах трения, на-
дежности заземления электрооборудования машины, исправности
аппаратуры, установленной на пульте, и состояние разъемов та-
хогенераторов.
При ежемесячном техническом обслуживании проверяют со-
стояние корпусов машины и уплотнений на осях водяных заслонок,
выходных валах роторных разгрузчиков и штоках клапанных пуль-
саторов. При этом виде обслуживания бригадой электриков дол-
жен производиться тщательный осмотр устройств системы управ-
8*	115
ления отсадочной машины. Работу выполняют в специально отве-
денную ремонтную смену в следующей последовательности:
продувают систему управления машиной сухим сжатым воз-
духом при давлении не более 98 Па;
очищают коллекторы электродвигателей и тахогенераторов от
пыли, протирая их мягкой неволокнистой тканью, слегка смоченной
в спирте или бензине;
проверяют состояние щеток и щеткодержателей электродвига-
телей и тахогенераторов;
проверяют состояние разъемов плат и панелей пульта, тахо-
генераторов и электропривода;
очищают от пыли контакты релейно-контактной аппаратуры,
блоков зажимов пульта, панели управления, панелй преобразова-
телей и тиристорных преобразователей;
проверяют состояние уплотнений на осях датчиков уровня и
нагрузки, фиксацию сельсинов в электромагнитных преобразова-
телях датчиков уровня, состояние поплавков и флажков датчиков;
проверяют состояние клапанов впуска и выпуска в электропнев-
матических клапанах электропневмопривода, надежность перекры-
тия проходного сечения электромагнитного клапана и состояние
мембран и втулок впускного и выпускного клапанов;
проверяют состояние рабочих поверхностей коллекторов элект-
родвигателей тахогенераторов и сопротивление изоляции всех их
обмоток относительно корпусов.
Отсадочную машину останавливают для ремонта при останов-
ке элеватора, поломке или нарушении крепления отсадочного ре-
шета; разрыве цепи на роторном разгрузчике, выходе из строя
элсктропневматического пли электромагнитного клапана, блока
вынужденных колебаний или электрической системы регулирова-
ния разгрузкой тяжелых продуктов, а также если лопнула втул-
ка на штоке клапанного пульсатора.
Решение об остановке отсадочной машины принимает началь-
ник смены или диспетчер фабрики, получив предварительно сооб-
щение от оператора о характере неисправностей.
4.6.	Оценка результатов работы отсадочной машины
При обогащении угля в отсадочных машинах в результате раз-
личного рода помех, обусловленных главным образом случайными
изменениями режимных параметров и характеристики обогащае-
мого угля, неизбежно происходит засорение конечных продуктов
посторонними фракциями. Поэтому и при регулировке, и при на-
ладке, и в процессе эксплуатации отсадочных машин результаты
их работы оценивают по взаимному засорению продуктов обога-
щения. Для определения засорения обычно используют данные
расслоения продуктов отсадки в тяжелых жидкостях.
Контрольные плотности, по которым ведут текущий контроль
и устанавливают нормы взаимозасоренности продуктов отсадки,
выбирают в зависимости от фракционного состава исходного угля
116
и требуемой зольности концентрата при минимальных потерях го-
рючей массы с отходами. Допустимые нормы засоренности продук-
тов отсадки сначала устанавливают на основании опыта обога-
щения аналогичного угля с применением такого же типа отса-
дочных машин. В дальнейшем нормы взаимозасоренвости уточня-
ют с учетом результатов и опыта обогащения на данной фабрике
и принимают для оперативной регулировки отсадочных машин.
На обогатительных фабриках для оперативного контроля плот-
ности продуктов отсадки используют растворы сравнительно деше-
вого и малотоксичного хлористого цинка. Для расслоения коксу-
ющегося концентрата обычно используют водные растворы хло-
ристого цинка плотностью 1400 или 1500 кг/м5, для расслоения
отходов — растворы плотностью 1000 кг/м3, а промпродукт рас-
слаивают в обоих растворах. При обогащении антрацитов и энер-
гетических углей экспресс-контроль концентрата и породы осуще-
ствляют в жидкости плотностью 1800 кг/м3.
Отобранные пробы продуктов отсадки обесшламливают, тща-
тельно промывая водой в дешламаторе с размером отверстий сита
1 мм. После промывки дешламатор погружают в бачок с раство-
ром хлористого цинка. Через 2—3 мин после перемешивания про-
бы в хлористом цинке специальным сетчатым черпаком собира-
ют всплывшую часть пробы, а затем тщательно отмывают от хло-
ристого цинка.
Осадок в дешламаторе после стекания жидкости также тща-
тельно промывают водой. После обезвоживания всплывший и по-
тонувший продукты взвешивают, а затем определяют общую мас-
су пробы и содержание посторонних фракций в ней.
При отклонении засоренности продуктов от установленных
норм регулируют режим отсадки.
Для экспресс-контроля продуктов отсадки примерно через
30 мин после начала работы отсадочной машины отбирают пробы
массой не менее 4 кг. За это время процесс разделения в машине
стабилизируется.
Если засорения продуктов отсадки не превышают установлен-
ных норм, то пробы для контроля отбирают с интервалом в 1 ч.
При нарушенном технологическом режиме, когда производится
оперативная наладка и регулировка отсадочной машины, пробы
отбирают через 20—30 мин.
После установления оптимального режима отсадки проводят
технологическое опробование отсадочной машины с целью полу-
чения данных для составления режимной карты и норм качества
продуктов обогащения.
Для получения достоверных данных продолжительность опро-
бования должна составлять одну рабочую смену, если качество
рядовых углей и нх подача на машину сравнительно стабильны,
и две пли три рабочие смены, если рядовые угли поступают из не-
скольких шахт и подаются на обогащение без шихтовки и усред-
нения. При технологическом опробовании пробы отбирают через
20—30 мин. Масса разовых проб всех продуктов (питания, кон-
117
центрата, промпродукта, отходов) зависит от крупности обога-
щаемого угля и принимается в соответствии с ГОСТом.
При опробовании после стабилизации процесса одновременно
отбирают в точках отбора пробы питания и концентрата и с за-
паздыванием примерно на 3—5 мин пробы отходов и промпро-
дукта.
Пробы всех продуктов собирают в отдельные ящики. Пробы
концентрата отбирают специальным пробоотборником с сетчатым
днищем в нескольких (3—4) точках сливного порога машины.
Пробы отходов и промпродукта обычно отбирают в местах раз-
грузки обезвоживающих элеваторов или на ленточном или скреб-
ковом конвейерах, транспортирующих их в бункера.
Показатели технологической эффективности отсадочной маши-
ны определяют по результатам ситового и фракционного анализов.
Все отобранные пробы делят по массе на три примерно одинако-
вые части. Одна часть предназначается для ситового анализа, вто-
рая— для фракционного анализа, а третья — сохраняется для про-
ведения контрольного анализа. Пробы, предназначенные для си-
тового анализа, высушивают в сушильном шкафу. При отсадке
мелкого угля просушенные пробы рассевают на классы 0—0,5;
0,5—1; 1—3; 3—6 и 6—13 мм. Продукты каждого класса взвеши-
вают, а затем направляют в химическую лабораторию для опре-
деления в нем зольности.
Так как засоренность продуктов отсадки зависит от удельной
производительности машины по питанию, то при установлении
норм допустимой взаимозасоренности необходимо определять так-
же производительность отсадочных машин.
Производительность QH (т/ч) отсадочных машин, работающих
с выделением двух и трех конечных продуктов, рассчитывают по
следующим формулам:
Л) _ Оот С^от ~ 7^к) .
Ad —Ad
/-> _ Qnn (^ПП-Л"к) Т Оот (Л^ОТ-^JK)
Ad — Ad
где Qot и Qtm — масса отходов и промпродукта, получаемых в 1 ч,
т; j40Tc!, AKd, Aud, Апп — зольность соответственно отходов, концент-
рата, исходного продукта и промпродукта, %.
Зная зольность питания и продуктов отсадки, можно опреде-
лить их выход. При разделении угля на два продукта выход кон-
центрата ук (%) и отходов уот (%) определяют по формулам
уот = 100 — ук.
При разделении угля на три продукта их выход можно опреде-
лить из решения трех балансовых уравнений. Одно уравнение со-
ставляют по балансу какой-либо фракции (по результатам фрак-
118
циониого анализа); второе —по балансу зольности продуктов и
третье —по сумме выходов:
100(2 = Ь^к -р ^-7пп Н- ^Тот»
10(Ж = Д*кТк 4 Л*ппТпп + ^отТот;
100 = ук -|~ Тпп 4“ Тот»
где а, Ь, с и d — содержание контролируемой фракции соответст-
венно в питании, концентрате, промпродукте и отходах, %; упп —
выход промпродукта, %.
После технологического опробования приступают к составле-
нию режимной карты, в которой указывают назначение машины
и приводят схему отсадки, техническую характеристику машины,
оптимальные параметры режима работы и допустимые нормы
взаимозасоренности продуктов отсадки.
Отсадочные машины должны эксплуатироваться в строгом со-
ответствии с режимной картой.
Образец режимной карты
Утверждаю
Главный инженер ЦОФ
,-----" --------------- 198 г.
Режимная карта
Наименование аппарата: отсадочная машина ОМ24-2
Завод-изготовитель: Ворошиловградский машиностроительный завод им. Пар-
хоменко.
Краткое описание операции н аппарата
Отсадочная машина предназначена для обогащения антрацита крупностью
0,5 13 мм. На машине получают два продукта: концентрат и отходы. Машина
состоит из трех ступеней: загрузочной, промежуточной и разгрузочной. Каждая
ступень имеет решета, клапанные пульсаторы и роторные разгрузочные устрой-
ства. Работа пульсаторов регулируется электропневматической системой управ-
ления, а работа разгрузчиков — системой управления разгрузкой.
I.	Схема установки аппарата (приводится схема установки)
II.	Техническая характеристика аппарата
Производительность общая, т/ч	240
Ширина решет, мм .	4 000
Площадь решет, м2	24
Частота пульсаций, мин~*	до 80
Габаритные размеры, мм:
длина .	.	7 300
ширина	.5 200
высота .	.	.	.	4900
Масса, кг................ .	.	37 000
III.	Режим работы аппарата
Удельная производительность, т/ч на 1 м ширины решета	50
Частота пульсаций, мин1...................................... .55
Давление воздуха в воздухосборнике, МПа .	0,035
Высота порогов (расстояния до решета), мм
Загрузочная ступень .	...	...	320
Промежуточная ступень ....	300
Разгрузочная ступень (сливной порог)	450
Ширина разгрузочного отверстия, мм	80
119
Высота от решета до нижней кромки поплавков—датчиков уров-
ня, мм
Загрузочная ступень .	.	220
Промежуточная ступень	200
Разгрузочная ступень ........................................ 180
Разгрузка тяжелых продуктов автоматическая
IV.	Качество продуктов отсадки
Засорение концентрата фракциями плотностью более 1900 кг/м3,
%	...............................................5—6
Потери фракций плотностью менее 1900 кг/м3 с отходами, % . до 2
Зольность отходов, % •	....	80—84
Начальник отделения_______________________
(подпись)
Глава 5
КОМПЛЕКС ВОДНО-ШЛАМОВОГО ХОЗЯЙСТВА
5.1.	Технологические схемы водно-шламового хозяйства,
их наладка и эксплуатация
Водно-шламовое хозяйство углеобогатитель-
ных фабрик — это комплекс машин, аппаратов и технологиче-
ских линий, предназначенных для классификации угля и шламов
по крупности; улавливания шламов и их обогащения; обезвожи-
вания продуктов обогащения; осветления шламовых вод и их по-
дачи к местам использования; складирования отходов флотации
и высокозольных илов; распределения оборотной и технической во-
ды между аппаратами фабрики с целью поддержания оптималь-
ного технологического режима обогащения угля; гидротранспор-
тирования продуктов обогащения.
Основное назначение водно-шламового комплекса — подготовка
среды требуемого качества для обогащения и обезвоживания угля.
На современных обогатительных фабриках применяют оборот-
ный цикл водоснабжения. Насыщенную шламом воду очищают
и возвращают для повторного использования. Такая вода называ-
ется оборотной. В зависимости от степени очистки и назначения
оборотную воду разделяют на оборотную шламовую и оборотную
техническую воду.
Оборотной шламовой называется частично загрязненная шла-
мом вода, возвращаемая в оборотный цикл после неглубокого
осветления в сгустителях либо вовсе без осветления. Такую воду
используют в операциях мокрого грохочения угля, для транспор-
тирования угля и продуктов обогащения к местам их обработки,
а также в смеси с оборотной технической водой в качестве среды
при обогащении угля в отсадочных машинах (рис. 5.1).
Оборотной технической называется вода, возвращаемая в обо-
ротный цикл после глубокой очистки в специальных сооружениях
(радиальных или другого типа сгустителях, илонакопителях). Ее
используют либо в смеси с оборотной шламовой водой, либо в тех
операциях, в которых применение загрязненной шламовой воды
нежелательно.
На фабриках используют также свежую техническую воду,
подаваемую из внешнего источника. Ею восполняют потери воды
с продуктами обогащения. Свежую техническую воду используют
в тех операциях, в которых применение оборотной воды недопу-
стимо.
Качество используемой на фабрике воды (технологической)
определяется оборотным циклом водоснабжения и характеризу-
ется такими показателями, как плотность, вязкость и солевой со-
став.
121
Рис. 5.1. Схема использования технологической воды на углеобогатительных
фабриках
Плотность и вязкость технологической воды — параметры, ока-
зывающие наибольшее влияние на показатели обогащения угля,
зависят главным образом от концентрации в ней твердых частиц.
Причем на плотность технологической воды влияет еще и плот-
ность твердых частиц, содержащихся в ней (табл. 5.1), а на вяз-
кость, характеризуемую эффективной вязкостью, еще и крупность
Таблица 5.1
Плотность воды, загрязненной шламом
Концен- трация твердого в воде, кг/м3	Плотность воды (кг/м3) при плотности шлама (кг/м3)								
	1350	1400	1450	1500	1550	1600	2200	2300	2400
50	1012	1014	1016	1018	1019	1021	1042	1046	1050
100	1025	1029	1033	1036	1040	1044	1087	1094	1102
200	1049	1055	1063	1070	1077	1084	1168	1182	1196
300	1075	1086	1097	1100	1118	1129	1258	1279	1301
400	1100	1114	1128	1142	1156	1171	1342	1370	1398
500	1125	1143	1161	1179	1197	1214	1429	1465	1501
600	1150	1172	1194	1237	1258	1275	1516	1559	1602
122
Таблица 52
Эффективная вязкость (Ю-3, Па-с) воды, загрязненной частицами
различной крупности
Концентрация твердого в воде, кг/м3	Крупность частиц, мм			
	0-1	0—0,25	0—0,075	0—0,045
0	1,14	1,14	1,14	1,14
100	1,208	1,204	1,208	1,211
200	1,275	1 28	1 308	1,295
300	1,321	1,339	1,428	1,429
400	1,434	1 458	1,607	1,613
500	1,614	1,72	1,955	2,114
600	1,704	2,477	2,955	3,396
(Па-с) техно-
(табл. 5.2). Эффективная вязкость р.Эф
этих частиц
логической воды определяется по формуле
|^эф = Ив (1 + оС),
где рв — вязкость чистой воды, Па-с; а — коэффициент, зависящий
от объемной концентрации С (доли ед.) шламистых (0—0,045 мм)
1 частиц (рис. 5.2); С=р/рт, где р — концентрация частиц крупно-
стью менее 0,045 мм в шламовой воде, кг/м3; рт — плотность твер-
дых частиц, кг/м3.
Вязкость оборотной воды в наибольшей степени влияет на про-
цессы седиментации и обезвоживания продуктов обогащения, по-
скольку при ее повышении резко возрастает сопротивление падаю-
щему в ней телу..
С увеличением содержания твердого в оборотной воде вязкость
среды повышается, а показатели обогащения ухудшаются.
При содержании твердого в оборотной воде менее 50—80 кг/м3
глубина обогащения угля в отсадочных машинах не превышает
0,4—0,5 мм. Повышение концентрации твердого в оборотной воде
до 150—200 кг/м3 приводит к уменьшению глубины обогащения до
1—1,5 мм и возрастанию погрешности разделения. Кроме того,
увеличивается размер граничного зерна разделения в багер-зумп-
фах и низконапорных гидроциклонах с 0,5 до 1 мм и более, сни-
жается эффективность разделения в этих аппаратах, повышается
содержание крупных зерен в суспензии, поступающей на флота-
цию, что в свою очередь приводит к потерям угля с отходами фло-
тации.
Потери угольных шламов с продуктами обогащения вследствие
их налипания на более крупные зерна также зависят от содержа-
ния твердого в оборотной воде.
Концентрация твердого в шламовой воде,
кг/м3 ....................... 50	100	200
Потери угольных шламов с продуктами
обогащения, усл. ед. ...... .	1	2	4
123
Рис. 5.2. Зависимость коэффи-
циента а от объемной кон-
центрации частиц мельче
45 мкм
по которым перемещается
обогащения, либо без них.
Особенно резко возрастают потери
угольных шламов при концентрации
твердого в оборотной воде более
250 кг/м3.
Чрезмерное загрязнение оборотной
воды приводит к ухудшению показа-
телей механического обезвоживания
продуктов обогащения из-за увеличе-
ния содержания в них тонких влагоем-
ких частиц. В результате этого повы
шаются затраты на термическую суш-
ку и усложняется эксплуатация тран-
спортных устройств. Чем больше кон-
центрация твердого в оборотной воде,
тем больше крупность и плотность со-
держащихся в ней частиц, тем сильнее
износ оборудования и трубопроводов,
оборотная вода в смеси с продуктами
Циркулирующая на фабрике вода всегда содержит раствори-
мые соли и минеральные компоненты, перешедшие в нее в резуль-
тате выщелачивания их из угля. Степень химической загрязненно-
сти оборотной воды характеризуется жесткостью, концентрацией
водородных ионов (pH) и электропроводностью.
Минерализация оборотной воды практически не зависит от вре-
мени контакта ее с неокисленным углем и породой. Кислая среда
способствует растворению минеральных примесей. Однако в про-
цессе контактирования угля с водой ее pH увеличивается, среда
становится нейтральной и растворение минеральных примесей пре-
кращается. Минерализация оборотной воды зависит от концентра-
ции в ней твердых частиц, поэтому для улучшения показателей
обогащения следует снижать содержание твердого в ней Между
тем затраты на очистку загрязненной воды, извлечение из нее шла-
ма и ее обработку пропорциональны степени осветления. Расчеты
[15] показали, что зависимость между содержанием твердого в
оборотной воде и прибылью предприятия носит экстремальный ха-
рактер, т. е. извлекать всю твердую фазу из оборотной воды нера-
ционально. Экономически целесообразно поддерживать концентра-
цию твердого в оборотной воде в пределах 75—85 кг/м3.
В результате исследований [16] установлено, что для нормаль-
ного протекания технологических процессов концентрация твер-
дого в оборотной воде не должна превышать 50 кг/м3 при наличии
в воде высокозольных (Hd>-25 %) глинистых шламов и 80 кг/м3
при их отсутствии. Следовательно, технологическая схема, обору-
дование и режим работы водно-шламового хозяйства должны быть
отрегулированы таким образом, чтобы было обеспечено содержа-
ние твердого в оборотной воде, не превышающее допустимых пре-
делов.
124
Т Наладка и эксплуатация технологических схем
водно-шламового хозяйства На углеобогатительных
фабриках применяют в основном водно-шламовые схемы трех ти-
пов. К первому типу относят схемы с глубоким осветлением всей
I оборотной шламовой воды. Такие схемы предусматривают флота-
цию всей шламовой воды и глубокое осветление отходов флота-
ции. Ко второму типу относят комбинированные водно-шламовые
' схемы, предусматривающие глубокое осветление только части обо-
ротной шламовой воды. Другую часть оборотной шламовой воды
подвергают неглубокому осветлению в сгустительно-осветлитель-
ных устройствах или же возвращают в оборотный цикл без ос-
ветления. К третьему типу относят схемы с неглубоким осветле-
нием всей оборотной шламовой воды в сгустительно-осветлитечь-
ных устройствах. В таких схемах на глубокое осветление посту-
пает только сгущенный продукт сгустительно-осветчнтельных
устройств.
В отличие от схем третьего типа в схемах первого и второго ти-
пов наличие сгустительно-осветлительных устройств необяза-
тельно.
На углеобогатительных фабриках водно-шламовые схемы пер-
вого типа применяют редко из-за необходимости флотировать
большие объемы пульпы при весьма низком содержании в ней
твердого, т. е. не всегда оправданного увеличения мощности фло-
тационной установки. Такие схемы можно применять при неболь-
ших расходах оборотной воды (до 2 м3/т).
В последние годы все большее распространение на фабриках
получают комбинированные водно-шламовые схемы. Они позво-
ляют поддерживать оптимальное содержание твердого в оборот-
ной воде и достигать высоких показателей обогащения при мини-
мальных затратах на обработку шламовой воды. Так, например,
комбинированная схема без предварительного сгущения шлама пе-
ред флотацией проста в исполнении и обслуживании, наиболее гиб-
ка и менее чувствительна к колебаниям расхода оборотной воды.
Несмотря на это, из-за выпуска сгущенного продукта с низким со-
держанием твердого на многих фабриках используют схемы тре-
тьего типа с неглубоким осветлением всей оборотной воды. В та-
ких схемах сгустительно-осветлительный аппарат играет роль свое-
образного делителя пульпы, из которого одна часть шламовой во-
ды (сгущенный продукт) направляется на глубокое осветление,
а другая часть (слив)—в оборотный цикл фабрики. При такой
технологии схемы третьего типа уподобляются комбинированным
схемам.
Для фабрик с флотационными методами обогащения рекомен-
дованы преимущественно комбинированные водно-шламовые схемы
(рис. 5.3). Отличительная особенность таких схем — выделение
первичного шлама в начале процесса для предотвращения излиш-
него шламообразования и циркуляции твердого. При эффективном
обесшламливании перед обогащением угля получаемую после
125
a
Рядовой, уголь
Классификация
+73мм^	| -13мм
Обесшламливание
Отсадка
Флотация
Обесшламливание
tu обезвоживание |
Слив Обезвоживание
Филь трование
Фильтрат f г
!___ Концентрату г
Осветление
Флокулянт
Концентрат
Слив
Отходы
Б
Рядовой уголь
Классификация
+13мм I	\~13мм
*	Овесшламливание
Отсадка
Флотация
’ Обесшломливание
Отходы и обезвоживание
Фильтрование Флокулянт >
Обезвоживание
"1 ,| Концентрат^, /
| уФильтрат Г
(Центрифуги) | Концентрат
Фугат
Осветление
Слив
Отходы
Рис. 5.3. Комбинированная водно-шламовая схема для фабрик с флотационными
установками:
а — с раздельной обработкой первичных и частично обогащенных вторичных шламов; б —
с совместной обработкой первичных и частично обогащенных вторичных шламов
обезвоживания концентрата шламовую воду можно использовать
в оборотном цикле.
Схема, приведенная на рис. 5.3, а, применяется в случае, если
характеристики шламов, выделенных после обесшламлива-
ния рядового угля и обезвоживания концентрата, значительно раз-
нятся между собой. По этой схеме шламовую воду, содержащую
первичный шлам, подают на флотацию без предварительного сгу-
щения, поскольку расход оборотной воды на мокрую классифика-
126
I Шламовая
| вода
Классификац ия
| f Дидроциклоны) Слив
Обезвоживание
(Осадительные
центрифуги)
Флокулянт
Вода В оборот
ОСветление
Осадок
Илы
Комбинированная водно-
схема для фабрик без
Рис. 5.4.
шламовая
флотационных установок
подают
чем на
угля, и
питании
флотации слишком низкая, то
цию рядового угля не превышает
2—3 м3/т. В процесс обогащения
поступает практически чистая
оборотная вода, а воду, загряз-
ненную шламами, после обезво-
живания продуктов обогащения
направляют в основном в опера-
цию мокрой классификации ря-
дового угля. К недостаткам этой
схемы можно отнести возмож-
ный дебаланс воды в операциях
обогащения и мокрой классифи-
кации рядового угля. На стадии
наладки и регулировки добива-
ются устранения такого дебалан-
са. Если на флотацию
больше шламовой воды,
классификацию рядового
концентрация твердого в
часть потока воды, подаваемой на флотацию, используют для мок-
рой классификации угля. Если концентрация твердого в питании
флотации больше требуемой, а в операции классификации избы-
ток воды, то часть шламовой воды, содержащей вторичный, ча-
стично обогащенный шлам, подают на флотацию вместе со шла-
мовой водой, содержащей первичный шлам. Регулировку водно-
шламовой схемы осуществляют до тех пор, пока в обеих операциях
не будет устранен дебаланс оборотной шламовой воды.
Если характеристики первичных и частично обогащенных
шламов незначительно отличаются друг от друга, то применяют
комбинированную схему, изображенную на рис. 5.3,6. По этой
схеме первичные и частично обогащенные шламы смешивают, пос-
ле чего одну часть смеси направляют на флотацию, а другую — в
оборотный цикл. Такую схему проще регулировать и эксплуатиро-
вать.
Для фабрик без флотационных установок, при глубине обога-
щения угля до 13(6) мм, рекомендована схема водно-шламового
комплекса, изображенная на рис. 5.4. По этой схеме подрешетную
шламовую воду подают в гидроциклоны большого диаметра
(1000 мм). Сгущенный продукт (крупнозернистый шлам) после
его повторной классификации в гидроциклонах меньшего диаметра
(350 мм) подают на ленточные вакуум-фильтры или осадительные
центрифуги. Для вывода из оборотного цикла илов предусмотрена
операция глубокого осветления фильтрата и части слива гидро-
циклонов. Если шламовую воду осветляют в цилиндроконическом
сгустителе, то сгущенный продукт подают в ленточный вакуум-
фильтр на слой из зернистого материала. Если зольность илов вы-
сокая, то их нужно отводить в илонакопитель или на фильтр-
прессы.
127
Водно-шламовые схемы оценивают по показателю циркуляции
_ GP + Од
Gp 4- Од 4- Оц
где Gp — масса шлама, переходящего в водно-шламовый комплекс
из рядового угля за 1 ч, т; Ga — масса шлама, образующегося в
процессе обработки угля на фабрике за 1 ч, т; Gu — масса шлама,
циркулирующего с оборотной водой за 1 ч, т.
Чем больше шлама в оборотной воде, тем меньше показатель
циркуляции К. Если в оборотном цикле фабрики циркулирует чис-
тая вода, то показатель циркуляции максимален, т. е. он равен
единице.
Водно-шламовый комплекс отрегулирован нормально, если по-
казатель циркуляции К не меньше 0,35; 0,45 и 0,5 соответственно
для фабрик, обогащающих антрациты, коксующиеся и газовые
угли.
При показателе циркуляции К меньше указанных значений воз-
можно чрезмерное загрязнение оборотной воды. В этом случае не-
обходимо определить причину, вызывающую нарушение работы
всего комплекса, и осуществить технологическую наладку с целью
восстановления нормального режима.
Средняя концентрация твердого в оборотной воде при комби-
нированных водно-шламовых схемах зависит от подачи шламовой
воды на флотацию. Чем больше чистой воды, получаемой при глу-
боком осветлении отходов флотации, возвращается в оборотный
цикл фабрики, тем ниже среднее содержание твердого в оборотной
воде.
Для получения требуемой концентрации твердого в оборотной
воде на флотацию нужно подавать V (м3/ч) шламовой воды:
Go + 2[№
где v — расход оборотной воды, м3/ч; Go — подача шлама в вод-
но-шламовый комплекс из рядового угля, кг/ч; р —требуемая кон-
центрация твердого в оборотной воде, кг/м3.
При этом концентрация твердого в питании флотации рф
(кг/м3) будет равна
= V.
Пример. Определить оптимальную подачу воды на флотацию для обес-
печения концентрации твердого в оборотной воде 70 кг/м3, если известно, что
на фабрике обогащают 1000 т/ч коксующегося угля с содержанием 20 % клас-
са —0,5 мм. Дополнительное шламообразование 10 %. Расход оборотной воды
4000 м3/ч.
С учетом того, что подача шлама в водно-шламовый комплекс составляет
30 % обогащаемого угля, т. е. Go=300 000 кг/ч, рассчитываем требуемую пода-
чу воды:	и
1/ = 4000
300 000 + 70-4000
300 000 4- 2 • 70  4000
~ 2700 м3 4.
128
Таблица 5.3
Основные показатели водно-шламовой схемы
Концентрация твердого в оборотной воде, кг/ма	Подача воды на флотацию, мэ/ч	Концентрация твердого в питании флотации, кг/м3	Показатель циркуляции
0	4000	75	1
20	3320	90	0,79
50	2840	106	0,6
70	2646	111	0,52
90	2584	116	0,45
ПО	2508	120	0,4
150	2400	125	0,33
200	2316	130	0,27
Концентрация твердого в питании флотации при этом будет
₽Ф = 300 000/2700 ==111 кг/м3.
Показатель циркуляции
_	200 + ЮО
К —	70-4000
200 + 100 + ———
1000
0,52,
что выше рекомендуемого предела 0,45. Следовательно, при таком режиме ра-
боты комплекса водно-шламового хозяйства будут обеспечены требуемые по-
казатели обогащения при минимальных затратах на обработку шламовых вод.
Для определения оптимальной подачи воды на флотацию аналогичные рас-
четы ведут для различных значений содержания твердого в оборотной воде.
Результаты таких расчетов для приведенных выше исходных данных сведены
в табл. 5.3.
Данные таблицы показывают, что требуемого осветления можно добиться
при подаче на флотацию не менее 2600 м3/ч шламовой воды. При этом концен-
трация твердого в питании флотации будет около 115 кг/м3, а показатель цир-
куляции — более 0,45.
При первичной наладке технологических схем водно-шламового
комплекса после окончания строительства фабрики и сдачи ее в
эксплуатацию определяют требуемую подачу воды к местам ис-
пользования и обеспечивают ее подвод. Обычно на верхних пере-
крытиях фабрики размещают напорные баки для оборотной шла-
мовой воды, оборотной технической воды и свежей технической
воды. Их монтируют таким образом, чтобы перелив бака свежей
технической воды поступал в бак оборотной технической воды, а
перелив бака оборотной технической воды — в бак оборотной шла-
мовой воды. Перелив бака оборотной шламовой воды направляют
в шламовый бассейн или в сборник, установленный на нижних
отметках фабрики, из которого оборотная шламовая вода насосами
подается в бак оборотной шламовой воды. Пз напорных баков
вода по трубопроводам и желобам поступает к местам использо-
вания.
Расход воды на различные операции зависит от физико-хими-
ческих свойств обогащаемого угля, глубины обогащения, протя-
9 Зак. 961	129
женности и углов наклона желобов и трубопроводов. Чем больше
в рядовом угле породы и сростков, тем больше требуется воды
для его транспортирования и обогащения.
Требуемый расход воды предварительно определяют по сущест-
вующим нормам и устанавливают с помощью соответствующей за-
порно-регулирующей арматуры.
Нормы удельного расхода оборотной воды (ms/t) в основных
операциях обработки угля
Мокрая классификация рядового угля ...........................1,5—2
Обогащение в отсадочных машинах	‘
Крупный уголь	.	..........................2.5—4
Мелкий уголь............................................. 2—3,5
Транспортирование в желобах
Рядовой уголь .	.	...	....................2,5—3
Крупный концентрат	.......................... .	2—2,5
Мелкий концентрат...........................................1,5—2
Отмывка магнетита на грохотах.................................0,5—1 •
Более точно расход воды на транспортирование рядового угля
и продуктов обогащения определяют по формулам.
Удельный расход воды q (м3/т) для транспортирования твер-
дого продукта
юоо (Рт- Pr) f-j
РвРт	kJ
где рт и рв — плотность соответственно твердого и воды, т/м3;
f — коэффициент трения транспортируемого материала о дно и
стенки желоба; J — уклон желоба (тангенс угла наклона желоба),
доли ед.; к — коэффициент (при /=0,074-0,25, к=0,6).
Средние значения коэффициентов треиия пород
в различных желобах
Транспортируемый материал . Коэффициент трения материала по жело- бу:	Уголь	Аргиллит	Песчаник
металлическому		0,36	0,46	0,66
эмалированному 		0,22	0,3	0,45
футерованному: метлахской плиткой 		0,44	0,54	0,57
шлакоситаллом 		0,33	0,4	0,62
цементом 		0,62	0,64	0,78
резиной		0,67	0,76	0,85
Требуемый расход пульпы Q„ (м3/ч):
Qn = Q + о/Рт,
где Q=qG — требуемый расход воды, м3/ч; G — масса твердого
материала,транспортируемого за 1 ч,г.
Если в желобе имеются поворотные колена, то требуемый рас-
ход воды увеличивается на 20 %, т. е. умножается на 1,2.
Пример. Определить расход воды для транспортирования по желобу
500 т/ч рядового угля. Порода представлена аргиллитом. Средняя плотность
130
транспортируемого угля 1600 кг/м3. Уклон желоба 0,15. Желоб футерован шла-
коситаллом. Коэффициент трения аргиллита по шлакоситаллу 0,4.
Требуемый удельный расход воды согласно приведенной выше формулы
равен
_ кхюеюо-км») 0.4-OJS
4	1000-1600	0,6-0,15
Общий расход воды с учетом того, что желоб имеет изгибы
Q= 1,2-1,042-500 = 625,2 м3 ч.
Расход пульпы
500-1000
Qn = 625,2 4------— = 937,7 м3 ч.
v	т 1600
Оборотную шламовую и техническую воду после транспортиро-
вания и использования в соответствующих операциях собирают в
сборники на нижних отметках фабрики и перекачивают насосами
в напорные баки, т. е. создают непрерывный водооборот. При этом
подачу насосов регулируют таким образом, чтобы напорные баки
были постоянно заполненными. Обеспечить непрерывный водо-
оборот весьма важно, так как вместимость напорных баков обыч-
но невелика (воды в них хватает на 10—15 мин соответствующего
использования).
В процессе обогащения угля неизбежны потери воды из обо-
ротного цикла: с конечными продуктами обогащения, в виде пара
при термической сушке, при испарениях из наружных отстойников
и илонакопптелей, при фильтрации через земляные сооружения
илонакопителей. Для обеспечения непрерывности оборотного цик-
ла необходимо систематически восполнять потери воды. Ориен-
тировочно потери воды определяют заранее, до пуска фабрики в
эксплуатацию, с тем чтобы было обеспечено их восполнение.
В дальнейшем, при эксплуатации фабрики, подачу дополнительно
вводимой в оборотный цикл воды уточняют.
Потери П (м3) воды с продуктами обогащения зависят от их
влажности и объема и определяются по формуле
где W — влажность продукта, %; GT — масса сухого продукта, кг;
рв — плотность воды, кг/м3.
Потери воды с парами термической сушки определяют по влаж-
ности просушиваемого угля до и после сушки.
Потери воды при испарениях в отстойниках и илонакопителях
зависят от климатических условий. Они неодинаковы для различ-
ных угольных бассейнов страны (табл. 5.4).
Потери воды в земляных отстойниках и илонакопителях из-за
фильтрации определяются по удельной скорости фильтрации, отне-
сенной к единице площади поверхности отстойников, и зависят от
типа пород в ложе отстойника.
9*
131
Таблица 5.4
Потерн воды при испарениях с 1 м2 поверхности наружных отстойников
и илонакопителей за 1 год, м3
Угольный бассейн, район	Потери воды	Угольный бассейн, район	Потери воды
Донбасс	0,45—0,5	Эстонский (сланцы)	—0,16*
Львовско-Волынский	0,03	Воркутинский	—0,1—
Грузинский	—1,06*		—0,1—0
			(—0,3) *
Подмосковный	0,1	Башкирский	0,2
Кузецкий	0,2	Карагандинский	0,71
Красноярский	0,09	Экибастузский	0,64
Южноякутский	0,35	Киргизский	0,44
		Приморский	—0,2*
* Знак минус свидетельствует о том, что осадков выпадает больше, чем испаряется
воды.
Удельная скорость фильтрации пород
Породы в ложе
отстойника .	. . Глины, суглинки Суглинки, пески. Пески, гравий
торфянистые и
илистые грунты
Тип пород .	.	. Водонепроницае- Слабопроницае- Водопроницаемые
мые	мые
Удельная скорость
фильтрации,
м3/(м2-год) .	0,5	0,75	1,5
Потери восполняют свежей технической водой (см. рис. 5.1).
На фабриках с замкнутым циклом расход свежей технической во-
ды составляет 0,1—0,15 м3/(т-ч).
После первичной наладки водно-шламового комплекса отбира-
ют пробы продуктов для определения их качественно-количествен-
ных показателей в различных узлах схемы, выявления ее «узких»
мест, разработки мероприятий для улучшения показателей обра-
ботки шламовой воды и продуктов водно-шламового комплекса.
При опробовании продуктов водно-шламового комплекса опре-
деляют их качественные (зольность, влажность, содержание твер-
дого, гранулометрический состав) и количественные (производи-
тельность по пульпе, твердому и в расчете на сухую массу) по-
казатели. Точки отбора проб выбирают таким образом, чтобы при
минимальном объеме работ можно было бы составить уравнения
балансов всех конечных и промежуточных продуктов. Для этого
разрабатывают схему и карту опробования. При разработке схемы
опробования на принципиальную схему технологического процесса
наносят точки опробования. На карте опробования отмечают дан-
ные по каждой пробе: время и частоту отбора; массу или объем
порции и пробы в целом; перечень анализов данной пробы. Опро-
бованию предшествует подготовка точек отбора проб — обеспече-
ние отбора представительных проб и измерения массы или объема
продукта в единицу времени.
132
Минимальная масса порций, составляющих пробу, зависит от
размеров кусков угля:
Размер куска, мм	13	25	50	100	125	150	200	300
Масса порции, кг	0,6	1,5	2,5	5	7	9	10	12
Число порций, отбираемых в пробу, зависит главным образом
от степени однородности анализируемого материала и принимает-
ся равным 20—30.
Из-за возможных колебаний характеристик исходного угля и
продуктов его обработки, а также режимов работы оборудования
продукты водно-шламового комплекса опробуют не менее чем в
течение трех смен работы фабрики. При этом получают три сред-
несменные пробы, которые обрабатывают и подвергают соответ-
ствующим анализам. Результаты, полученные по трем среднесмен-
ным пробам, позволяют более точно составить баланс по воде,
твердому и другим продуктам и показателям.
Производительность по твердому G (t/ч) определяют по-раз-
ному в отдельных узлах технологической схемы и для различных
аппаратов. Чаще всего ее определяют на конвейере и рассчитыва-
ют по формуле
6 = 3,6^(100 — Wp) 100,
где q — масса порции продукта, снятого с 1 м ленты по длине кон-
вейера, кг; v — скорость перемещения ленты конвейера, м/с;
Wp — влажность продукта, %.
Расход пульпы или технической воды в зависимости от мощ-
ности потока и местных условий определяют либо по времени за-
полнения мерной емкости, либо — расходомером. В отдельных слу-
чаях при открытой поверхности движущегося потока допускается
определять расход по скорости потока.
Расход пулы1ы (м3/ч) при его определении с помощью мерного
бака
Q = 3600У//,
где И- вместимость мерного бака, м3; t — время заполнения ба-
ка, с.
Производительность по твердому (т/ч) при этом
6 = Qc 1000,
где с — концентрация твердого, кг/м3.
Расходы мощных потоков пульпы или воды целесообразно опре-
делять с помощью расходомеров, оборудованных водосливами.
Применяют водосливы прямоугольного, трапецеидального и тре-
угольного сечения, а также водосливы с профилированной щелью.
Расход пульпы (м3/ч) при использовании водослива прямо-
угольного сечения определяют по формуле
Q = 3600ft№/2 т,
где b — ширина водослива, м; И — высота потока над сливным по-
рогом, м; g— ускорение свободного падения, м/с2; т — коэффи-
циент расхода водослива:
133
। 0,0027 \ Г. . п ТУ2 ]
т = (0,40а 4-------14- 0,55-----------,
\	«Я	(» + «в)2]
где Нв— высота водослива, м.
При использовании водослива треугольного сечения
Q = 3600- \,4Н5'2,
а при использовании водослива трапецеидального сечения, у ко-
торого тангенс угла наклона боковых кромок равен 0,25,
Q = 3600-l,8№/2.
Наиболее точны расходомеры с профилированной щелью. В них
изменение уровня пульпы пропорционально ее расходу. Это до-
стигается выбором профиля щели, контуры которой (рис. 5.5) рас-
считывают по формуле
_____Qin ах	1
1 ~ к/2^Л/
max * ГМ ’
где Ц — расстояние от оси щели до линии профиля на высоте Hi, м;
Qmax — максимальный расход жидкости, м3/ч; к — коэффициент ис-
течения, к=0,584-0,68; //max— максимальный уровень пульпы, м;
Hi — уровень пульпы, на котором определяют Ц, м.
При измерении расхода жидкости с помощью водосливов раз-
личного сечения значение Н определяют как среднее арифметиче-
ское из 15—20 измерений.
Для стационарных расходомеров с водосливами высоту уровня
жидкости измеряют поплавковыми, пьезометрическими, мембран-
ными и другими уровнемерами. Наиболее распространены поплав-
ковые и пьезометрические приборы.
Рис. 5.5. Профиль щели расходомера
134
Порядок опробований и ана-
лиз их результатов показан на
примере технологической схемы
водно-шламового комплекса,
приведенной на рис. 5.6. Схема
предусматривает обогащение
коксующегося угля крупнее 13 мм
в тяжелосредной установке,
мельче 13 мм в отсадочных ма-
шинах с выделением трех конеч-
ных продуктов: концентрата,
промпродукта и отходов.
Благодаря наличию тяжело-
средной установки для классифи-
кации угля на машинные классы
применена операция мокрого гро-
хочения. Перед отсадкой уголь
обесшламливают на конических
грохотах. Грохоты такой же кон-
струкции применены в операции
предварительного обезвоживания
Рядовой уголь
j бак свежей тех-
нической воды ~]
------------— т
бак оборотной На регенерацию
технической воды тяжелых сред
Классификация
бак оборотной, шла-
мовой. воды
о
е
©
,_____
f	т
Обессиламливание
I (Конические грохоты)
Н И
Обогащение
® (Отсадка)
е
ф
Обогащение
Обогащение
^(Тяжелые среды) |
Обезвожи вание
Отходы
» ।,® 1
Ф	Т
Обезвоживание
(Конические
е грохоты)
РФ
Обезвоживание
Фугат
е
ф
(Центрифуги)
9
е
ф
'Концентрат
Обезвоживание 1'
ei
ф
Центрифуги)
Промпродукт
Классификация
о (Гидроииклоны) е
е
ф
Фильтрование
® Г
е
©I I
Концентрат .
^(Тяжелые среды)
Обезвоживание
( Грохоты)
Дробление
Сборник
Флотация
5	\_
(Грохоты)
It
^Концентрат
Обезвоживание
(Грохоты)
ф
Отходы
Магнитная сепарация
I Магнетит	а
На тяжелые среды
Осветление
® 11 Радиальный
~ | сгуститель)
Илонакопитель
0	у
Слив
Осадок Испарение Филыграция * Ч
=
I
э
ф
е
ф
е
ф


е
ф
®
е
ф
о
Ш/ ЕО DEJj
Рис. 5.6. Схема водно-шламового комплекса и точки отбора проб для опреде-
ления;
1 — производительности О (т/ч), расхода или подачи Q (м’/ч); 2 — концентрации твердого
С (кг/м3) и влажности W (%); 3 — зольности Ad (%)
мелкого концентрата, а перед флотационной установкой предус-
мотрена операция контрольной классификации по крупности
0,5 мм в гидроциклонах большого диаметра. Схема водно-шламо-
вого комплекса полностью замкнута. На ней отмечены точки отбо-
ра проб и требуемые определения.
135
При разработке схемы опробования исходят из того, что вместе
с непосредственными количественными измерениями конечных и
промежуточных продуктов обогащения определяют качественные
их показатели, если это нетрудно. Качественно-количественные по-
казатели можно рассчитать по балансовым уравнениям. При со-
четании непосредственных измерений с расчетами получают наи-
лучшие результаты. Иногда расчеты по балансовым уравнениям
осуществляют с целью проверки результатов измерений и анали-
зов, в случаях когда последние вызывают сомнение. Если при этом
получаются существенные расхождения полученных и расчетных
данных, опробования повторяют. Карта опробования приведена в
табл. 5.5 (знак «+» обозначает, что параметр определяется,
«—» — не определяется).
По данным выполненных опробований и расчетов составляют
качественно-количественную схему водно-шламового комплекса
(рис. 5.7).
Анализ качественно-количественной схемы показывает, что рас-
ход оборотной воды не превышает нормативные показатели и со-
ставляет немногим более 3 м3/т обогащаемого угля. Общее содер-
жание твердого в оборотной воде 65 кг/м3, при этом более загряз-
ненную оборотную шламовую воду используют в операциях мокро-
го грохочения по размеру 13 мм и для транспортировки мелкого
угля к отсадочным машинам, а практически чистую оборотную во-
ду подают в подрешетные отделения отсадочных машин, т. е. в
процесс обогащения. По этой схеме фильтрат вакуум-фильтров
подают в оборотный цикл водоснабжения. В некоторых случаях
в зависимости от качества и расхода флотореагентов это может
привести к запениванию оборотной воды. В таких случаях фильт-
рат отводят на флотацию.
Более подробно и глубоко схему водно-шламового комплекса
анализируют после получения результатов ситовых анализов ко-
нечных и промежуточных продуктов обогащения и изучения рас-
пределения тонких шламов. При этом определяют балансы по клас-
сам крупности в рядовом угле и продуктах обогащения и допол-
нительное шламообразование. Затем по данным опробования на-
лаживают и регулируют оборудование водно-шламового комплек-
са, определяют наиболее эффективные режимы его работы и со-
ставляют режимные карты.
5.2.	Наладка и эксплуатация оборудования
для классификации и обезвоживания углей
Гидроциклоны. В зависимости от требуемого размера гра-
ничного зерна разделения на фабриках применяют гидроциклоны
различного диаметра. Гидроциклоны малого диаметра с высоким
напором пульпы предназначены для классификации по гранично-
му зерну разделения 0,1—0,25 мм; гидроциклоны большого диамет-
ра с относительно низким напором пульпы на входе —для разде-
ления по граничному зерну 0,3—0,5 мм.
136
Таблица 5,5
Карта опробования технологической схемы водно-шламового комплекса
(интервал отбора проб 60 мин)
Аппарат	Продукт	Место отбора пробы	Масса пробы, кг		Исследуемые параметры		
			разо- вой	смен- ной	П роизво- дитель- ность	Концен- трация твердого, влажность	Золь- ность
	Рядовой уголь	Пробоот- борник ря- дового угля	12	96	4-	4-	4-
Тяжело- средиая ус- тановка	Концен- трат	Конвейер концентра- та	12	96	+	+	4*
	Промпро- дукт	Течки промпро- дукта	0.6	4,8	+	+	ч*
	Порода	Конвейер	12	96	+	+	
Магнитные сепараторы	Слив	Сборный желоб	0,6	4,8	+	4-	Ч*
Конические грохоты ГК-1.5	Надрешет- ный про- дукт	Нижняя часть гро- хота	0,6	4,8	—	+	4-
	11одрешет- ный про- дукт	Из желоба	0,6	4,8	—	Ч-	4?
Отсадоч- ные маши- ны	Порода	Элеватор породы и конвейер	0,6	4.8	+	4-	р
	Промпро- дукт	Элеватор промпро- дукта	0,6	4,8	4-	—	4*
	Концен- трат	Порог от- садочной машины	0,6	4,8	+	4-	—
Конические грохоты ГК-6	Надрсшет- ный про- дукт	Течка пи- тания цен- трифуги, иижняя часть ко- нуса	0,6	4,8	—-	+	4-
	Подрсшет- ный про- дукт	Сборный желоб	0,6	4,8	—	4-	Ч*
Центрифу- ги концен- трата	Обезвожен- ный про- дукт	Конвейер концен- трата	0,6	4,8	+	+	Ч"
	Фугат	Воронки фугата	0,6	4,8		+	Ч~
137
Продолжение табл. 5.5
Аппарат	Продукт	Место отбора пробы	Масса пробы, кг		Исследуемые параметры		
			разо- вой	смен- ной	Произво- дитель- ность	Концен- трация твердого, влажность	Золь- ность
Центрифу- ги пром- продукта	Обезвожен- ный про- дукт	Конвейер промпро- дукта	0,6	4.8	—	+	+
	Фугат	Воронки фугата	0,6	4,8	—	+	+
Г идроцик- лоны ГЦ-	Слив	Сборный желоб	0,6	4,8	—	+	+
1000	Сгущенный продукт	Сборный желоб	0,6	4,8	—	+	+
Флотаци- онные ма- шины	Питание	Приемная камера	—	—	—	+	+
Вакуум- фильтры	Обезвожен- ный про- дукт	Диски, конвейер	0,6	4,8	+	+	+
	Фильтрат	Нагнета- тельный трубопро- вод, гидро- затвор	0,6	4,8	+	+	+
Радиаль- ные сгус-	Слив	Сливной желоб	—	—	+	—	—
тители от- ходов фло- тации	Сгущенный продукт	Нагнета- тельный трубопро- вод	0,6	4,8		+	+
Илонако- питель	Слив	Нагнета- тельный трубопро- вод			+		
Гидроциклон (рис. 5.8) состоит из корпуса с длинной кониче-
ской 1 и короткой цилиндрической 3 частью. Исходную пульпу по-
дают в гидроциклон под давлением по питающему патрубку 2,
вмонтированному тангенциально в нижнюю зону цилиндрической
части корпуса. Сгущенный продукт разгружают через нижнюю раз-
грузочную насадку 5, а слив — через сливной патрубок 4, вмонти-
рованный тангенциально в сливную камеру цилиндрической части
корпуса.
Под действием центробежных сил, возникающих при круговом
движении пульпы, крупные частицы твердого отбрасываются к
стенкам конической части гидроциклона и удаляются в виде сгу-
щенного продукта через разгрузочную насадку. Более тонкие час-
138
тицы выносятся со сливом через сливной патрубок. Благодаря
этому в гидроциклоне возникают внешний нисходящий и внутрен-
ний восходящий вращающиеся потоки пульпы. Вдоль оси гидро-
циклона в результате разрыва жидкости под действием центробеж-
ной силы, а также из-за подсоса воздуха через центральную часть
нижнего разгрузочного отверстия образуется воздушный столб.
Этот воздух удаляется из гидроциклона вместе со сливом.
Твердые частицы разделяются по крупности и плотности глав-
ным образом в нисходящем потоке.
Статическое давление в гидроциклоне уменьшается от перифе-
рии к центру и зависит от скорости потока жидкости. Сумма ста-
тического и скоростного напоров в любой точке радиуса гидро-
циклона постоянна. При уменьшении статического напора с умень-
шением радиуса должен возрастать скоростной напор. Следова-
тельно, окружная скорость частиц пульпы в гидроциклоне возрас-
тает по мере приближения их к оси аппарата.
Производительность гидроциклонов (м3/с) по исходной пульпе
подсчитывается по формуле
Q = 0,003rfnJc/PF,
где dn—-диаметр питающего патрубка, м; dc — диаметр сливного
патрубка, м; Р — давление пульпы на входе в гидроциклон, кПа;
g— ускорение свободного падения, м/с2.
В СССР выпускают гидроциклоны 10 типоразмеров (табл. 5.6).
На углеобогатительных фабриках в последние годы начали при-
менять в основном гидроциклоны, футерованные монолитным по-
ликристаллпческим карбидом кремния (табл. 5.7). Срок службы
таких гидроциклонов в 5—10 раз больше, чем металлических. Пи-
тающий патрубок их имеет квадратное сечение, угол конусности
всех гидроциклонов, футерованных МПК, 20°.
Составные части гидроциклонов, футерованных МПК, скрепля-
ют с помощью фланцевых соединений болтами. Между фланцами
в специальные пазы укладывают резиновое уплотнительное кольцо
круглого сечения. Корпус гидроциклона металлический, сварной
конструкции, внутри корпуса крепят футеровку из МПК. Слив-
ные стаканы и песковые насадки различного диаметра — смен-
ные части гидроциклона — подбирают в процессе его наладки.
Наладку гидроциклона начинают при его монтаже. При пред-
варительном подборе должны быть соблюдены следующие соот-
ношения: dn = 0,44-ldc; dc=0,24-0,4Z>; dp=0,2-b0,4dc. где du, dc,
dp и D — диаметры, соответственно, питающего, сливного, разгру-
зочного патрубков и гидроциклона, мм.
Между трубопроводом, подводящим пульпу к гидроциклону,
и питающим патрубком устанавливают съемный переходник для
их стыковки. При необходимости осмотра и чистки загрузочной ка-
меры переходник снимают. Съемный переходник должен быть обо-
рудован также мембранным разделителем и гнездом для установ-
ки манометра. Перед установкой манометра соединительную труб-
ку и пространство над мембраной заполняют индустриальным мас-
139
Свежая вода
Рядовой уголь
0=500 т/ч
Аа=29,57о
Vg =31,м3/ч
W = 5,8 %
Q =100т/ч
Ал=19,07а
Уп=769т?/ч
Vg =6ЗвмМч
130г/л
0=999,3 т/ч
А-20,33 7о
Уп=1185м3/ч
Vg=839м3/'ч
К л а оси фикац и я
0=155,7т1ч
А?=99,12 %
Уп=ЭЗм3/ч
Vg = 9м3/ч
Бак оборот-
ной техни-
ческой воды
A^1ljs7o
\1п=738м3/ч
Ув=733м3/ч
11 г/л
0=95,2т/ч
Аа= 787°
Уп=39нЗ/ч
Vg=11n3/4
W=207B
Отходы
О =30,2т/ч -
А^93,377о
Уп=28м3/ч
\1(!=10м31ч
W=Z5°/o 7
Обесшламливание
б=339т/ч
А-22,78%
Уп=362м31ч
Mg=122MS/4
Обогащение 0=272.1т!ч\1
I Ad=11%
1, Утт1039м3/ч
Т Ув=839м3/ч л
05 ез 6 оживание
4=216 т/ч
Ай=7,8 7„
.	уп=253М3/ч
У$=93м3/ч
W = 307а
0=160,8 т/ч
Аа=15,897о
Уп=877м3/ч
^8=767м3/ч
189 г/л
Обогащение
Обогащение
Обезвоживание
Обезвоживание
Обезвоживание
0=28,7т/ч
A^2,57<>
Уп=19м3/ч
\!g=2t-i3/4
W=8,8°/O
'I
Промпрадук1п
0=1,5т!ч
А^60%
Цп=9м3/ч
\lg=8Hi3/4
167г!л
'I
Обезвоживание
Фугат
0=10т/ч
' Ad=38,77o
Ур=8бм3/ч
У$=7вм31ч
118г/л
V V
0=206т/ч
Аа=6,37а
Уп=168м3/ч
/£=15м3/ч
W=6,77>
концентрат
V ,--------
Гидроцикланы
0=228,9 т/ч
Ай=19 7а
Уп=1757м3/ч
! ty =159,9м3/ч
130 8/л

0=126 т/ч
А^18,57о
Уп=180м3/ч
Ув=90м3/ч
700г/л
О=106,5т/ч
Аа=8,07о
Vn=30UM3/u
” L_f
0=98,5 т/ч
Ав=7,77а
Уп = 31м3/ч
W=29°/o
К они, ентрат
0=182,1т1ч
А°Н9,99а/а
Уп=966н3/ч
Vg=83lM3l4
189г/л
'i
____ 4=128/т/ч
____ Ай=19,07о
Уп=988м3/ч
\Ig=896M3/4
130г/л
Флотация
0,=5вт/ч
А*=207в
Vg=3M3/4
f W=6°/o
Дробление
Осадок
230 г/л
4=21 т/ч
Ай=6,3 %
У$~1м3/ч
.fW=62 7B
Концентрат
f-----
Обезвоживание
С=78,7 т/ч
А^79,707о
\ig=5M3/4
W=67a
Отходы
Магнитная сепарация
а=вт/ч
Ай=907а
\'п=59м3/4
yg=50M3/4
Магнетит
ч ч
I Сборник
*	r-tt / КЧ ЛЧ
I Сборник на тяже-
u лые среды
0=21,9т!ч ^8=671^/4
Ч А^=72,5 7о	32 г/л
f Уп=689м3/ч
Осветление
0=21,9т/ч Г”””-~”
Аа= 72,57а
Уп=95м3/ч
Vg = 82м3/ч f
Илонакопи тель
Слив
Испарение у=50м3
Фильтрация
У=539м3/ч
Рис. 5.7. Качественно-количественная схема водно-шламового комплекса
лом до полного вытеснения воздуха. О дав-
лении пульпы на входе в гидроциклон су-
дят по показаниям манометра. Оно должно
быть оптимальным для данного типоразме-
ра гидроциклона.
На показатели работы гидроциклона
влияют различные факторы, которые сле-
дует учитывать при выборе типа гидроцик-
лона и его регулировке.
Известно, что чем больше диаметр гид-
роциклона, тем выше его производитель-
ность, однако при этом увеличивается и
размер граничного зерна разделения. По-
этому гидроциклоны большого диаметра
(710—1000 мм) устанавливают в тех узлах
технологической схемы, в которых необхо-
димо обрабатывать большие объемы пуль-
пы при размере граничного зерна разделе-
ния 0,4—0,5 мм.
При малой производительности и не-
обходимости разделения по меньшей круп-
ности (0,2—0,4 мм) следует устанавливать
гидроциклоны меньших диаметров (350—
630 мм).
Если из пульпы нужно выделить высо-
козольные илистые частицы крупностью ме-
нее 0,04 мм, применяют гидроциклоны диа-
метром 100—350 мм.
Оптимальный диаметр сливного патрубка — параметр, влияю-
щий на все показатели работы аппарата, — подбирают в период
наладки гидроциклона. Увеличение (в определенных пределах)
диаметра сливного патрубка при сохранении постоянства давле-
ния приводит к возрастанию производительности гидроциклона, а
при сохранении постоянной производительности гидроциклона —
к снижению давления, т. е. ухудшению точности разделения.
От давления пульпы на входе в гидроциклон зависит главным
образом крупность разделения. Чем выше давление на входе, тем
больше значение центробежной силы и тем меньше размер зерен,
переходящих в слив гидроциклона. При этом уменьшается загряз-
нение сгущенного продукта мелкими зернами и повышается со-
держание в нем твердого. Этот фактор обычно учитывают еще на
стадии проектирования гидроциклонной установки при подборе
насосов и гидроцнклонов.
Давление пульпы на входе влияет также на производитель-
ность гидроциклона. При неизменных размерах питающего и
сливного патрубков повышение давления на входе в гидроциклон
приводит к возрастанию его производительности.
Вместе с тем повышение давления на входе в гидроциклон, как
правило, сопряжено с увеличением расхода энергии:
142
N = QHP,J\02,
где N— расход электроэнергии, кВт; Q — производительность гид-
роциклона, м3/с; И — напор, м; рп — плотность пульпы, кг/м3.
Для эффективной работы гидроциклона весьма важно обеспе-
чить постоянство выбранного давления. Любые колебания давле-
ния на входе гидроциклона снижают технологические показатели
его работы. Особенно ухудшается качество сгущенного продукта.
При пониженном давлении процесс классификации может вообще
прекратиться. В этом случае гранулометрический состав сгущен-
ного продукта оказывается таким же, как питания.
Наиболее удобно регулировать показатели работы гидроцик-
лонов сменой насадок для выпуска сгущенного продукта. Подбо-
ром насадок изменяют чистоту продуктов классификации, выход
твердого в продукты классификации и содержание твердого в них.
Уменьшение диаметра насадки способствует повышению
концентрации твердого в сгущенном продукте, увеличению
размера граничного зерна разделения, выхода твердого и крупно-
сти зерен в сливе. Особенно заметны эти изменения при концент-
рации твердого в сгущенном продукте более 500 кг/м3. До этого
значения концентрации размер граничного зерна разделения прак-
тически не изменялся при прочих равных условиях. Значительное
Таблица 5.6
Техническая характеристика гидроциклонов для классификации
зернистого материала
Показатели	ГЦ-50	- ГЦ-75]	ГЦ-150	ГЦ-250	ГЦ-360
Диаметр, мм: гидроциклона питающего патрубка сливного патрубка пескового отверстия Угол конусности, градус Давление на вводе, кПа Производительность, м3/ч	50 10—20 10—25 6—12 10 10- 2—8	75 15—30 15—38 8—17 10; 20 -250 3—16	150 25—50 40—70 12—24 20 12—40 Пр од	250 40—60 50—100 17—34 20 30 250 20—64 о л ж е н и	360 50—85 50—150 24—48 20 35—125 табл. 5.6
Показатели	ГЦ-500	ГЦ-710	ГЦ-1000	ГЦ-1400	ГЦ-2000
Диаметр, мм: гидроциклона питающего патрубка сливного патрубка пескового отверстия Угол конусности, градус Давление на вводе, кПа Производительность, м3/ч	500 65—150 100 -200 34—180 20 65—250	710 120—200 150—300 48—250 20 150—470	1000 170—320 200—400 100—300 20 60—450 280—1000	1400 270—360 375- 500 150—350 20 900—1500	2000 350—520 400 - 800 250 —450 20 1200—3300
143
Таблица 5.7
Техническая характеристика гидроциклонов, футерованных монолитным
поликристаллическим карбидом кремния (МПК)
Показатели	ГЦ-350МПК	ГЦ-500МПК	ГЦ-630МПК '		ГЦ-710МПК 		ГЦ-1000МПК
Диаметр, мм: гидроцнклона	350	500	630	710	1000
сливного патрубка	80; 90	180;	200, 220	250	250; 270
пескового отверстия	25; 35;	200; 220 Й0, 100	90; 100	100; ПО	100, 120
	55; 70;		120	130	130; 140;
Размер питающего патрубка, мм	90 100	140	180	200	150 250
Давление на вводе, кПа	50—150	70—150	80—150	80—150	90—150
Производительность, м3/ч	40—90	160—190	250—390	350—490	450—630
Максимальная крупность кус- ков в питании, мм	6	13	25	25	25
Габариты, мм: длина	1592	1964	2372	2672	3500
ширина	720	820	955	1020	1395
высота	540	783	915	J 063	1320
Маса кг	344	592	765	913	1677
увеличение диаметра насадки для выпуска сгущенного продукта
до размеров, соизмеримых с диаметром сливного патрубка, приво-
дит к прекращению процесса классификации в гидроциклоне. Чрез-
мерное уменьшение диаметра выпускного отверстия с целью повы-
шения концентрации твердого в сгущенном продукте и уменьшения
содержания в нем тонких зерен может привести к забивке выпуск-
ной насадки и прекращению процесса классификации. Поэтому
концентрация твердого в сгущенном продукте не должна превы-
шать 700—900 кг/м3. Если необходимо изменить содержание твер-
дого в сгущенном продукте, то диаметр выпускного отверстия под-
бирают с учетом следующего соотношения:
С1/С2 =
где С] и С2 — фактическое и требуемое значение концентрации
твердого в сгущенном продукте, кг/м3; dx и d2 — фактическое и ис-
комое значение диаметра выпускного отверстия, мм.
Пример. Концентрация твердого в сгущенном продукте гидроциклона
диаметром 1000 мм составляет 300 кг/м3 при диаметре выпускного отверстия
dj = 100 мм. Определить диаметр выпускного отверстия, если необходимо по-
высить концентрацию твердого в сгущенном продукте до 600 кг/м3.
Из приведенного выше соотношения находим
tZ2 = dj /Сц'Со = 100 У 300/6000 = 71 мм.
144
Насадки с большим выпускным отверстием устанавливают,,
чтобы устранить крупные зерна в сливе. И наоборот, если нужно
«укрупнить» слив, устанавливают насадку с меньшим выпускным
отверстием.
Показатели работы гидроциклона зависят также и от уста-
новки трубопровода для отвода слива. Этот трубопровод, являю-
щийся частью гидроциклона, создает дополнительное гидравличе-
ское сопротивление. Если же его опускают ниже гидроциклона, то
гидроциклон начинает работать в режиме сифона. В обоих слу-
чаях эффективность классификации ухудшается. Этот трубопровод
должен быть, по возможности, коротким. Слив гидроциклонов сле-
дует собирать либо в сборном желобе, либо в воронках.
К основным технологическим показателям работы гидроцикло-
нов относятся размер граничного зерна разделения, содержание в
сливе и сгущенном продукте зерен, соответственно крупнее и мель-
че граничного зерна разделения. Под граничным зерном разделе-
ния понимают зерна такой крупности, извлечение которых в слив
и сгущенный продукт одинаково и равно 50 %. Определяют гранич-
ную крупность по кривым разделения (по оси ординат отложе-
ны средние размеры зерен, а по оси абсцисс — их извлечения в
продукты классификации). Так как кривые разделения симметрич-
ны и пересекаются в точке, соответствующей извлечению 50%,
т. е. граничному зерну разделения, то обычно строят одну такую
кривую. При построении кривой извлечения следует учитывать,
что в гидравлических классификаторах, в которых в оба продукта
наряду с твердыми частицами поступает вода, собственно процесс
классификации сопровождается механическим уносом водой не-
осаждающихся частиц. Поэтому при определении извлечения зе-
рен различной крупности в продукты классификации вводят по-
правку Екл, определяемую по выражению [16]
где е —извлечение твердого в продукт классификации, определен-
ное по гранулометрическому составу, доли ед.; [3 — выход воды в
продукт классификации, доли ед.
На качественно количественной схеме водно шламового комп-
лекса (см. рис. 5.7) приведены показатели работы гидроциклонов
диаметром 1000 мм. В схеме установлены четыре гидроциклона,
на которые подают 1937 м3/ч пульпы с концентрацией твердого
185 кг/м3. Результаты рассева продуктов классификации одного
из гидроциклонов приведены в табл. 5.8, а показатели его рабо-
ты — в табл. 5.9.
Согласно полученным данным выход воды в сгущенном про-
дукте
р = 22,5/421 = 0,053.
С учетом рассчитанных значений поправки для определения
извлечения зерен различной крупности (см. табл. 5.8) построена
ю Зак. 961	145
Таблица 5.8
Гранулометрический состав продуктов классификации
иа гидроциклоне диаметром 1000 мм
Класс, мм	Питание	Слив			Пески			Поправка для опре- деления извлече- ния, доли ед.
	Выход, %	Выход к про- бе, %	Выход к про- дукту, %	Извлече- ние, доли ед.	Выход к про- бе, %	Выход к про- дукту, %	Извлече- ние, доли ед-	
+ 1	5,13							14,39	5,13	1	1
0,5-1	8,83	0,82	0,53	0,06	23,29	8,3	0,94	0,94
0.25-0,5	10,38	4,79	3,08	0,3	20,48	7,3	0,7	0,68
0.15—0,25	11,13	9,17	5,90	0,53	14,67	5,23	0,47	0,44
0,06—0,15	13,26	15,47	9,96	0,75	9,26	3,3	0,25	0,21
—0,06	51,27	69,75	44,89	0,86	17,91	6,38	0,14	0,09
кривая разделения (рис. 5.9), по которой определяют размер гра-
ничного зерна разделения. При работе гидроциклона в данном ре-
жиме он равен 0,23 мм.
Приближенно размер граничного зерна разделения drp (мм)
можно определить аналитически по формуле
rfrp--0,5-'- (dh-</-)+rf_.
е+ — Е-
где е+, е- — поправки для определения извлечения ближайшего по
крупности класса частиц с размерами, соответственно больше и
меньше drp, доли ед.; d+, d_— средние размеры частиц ближайше-
го по крупности класса соответственно крупнее и мельче гранич-
ного зерна, мм.
Согласно данным, приведенным в табл. 5.8, получим:
drp = -Л5~°’44 (0,37 -0,2) + 0,2 = 0,24 мм.
р 0,68—0,44 '
Таблица 5.9
Показатели работы гидроциклона диаметром 1000 мм
Показатели	Продукт		
	Питание	Слив	Песк и
Выход твердого, %	100	64,36	35,64
Концентрация твердого, кг/м3 Расход, м3/ч (т/ч):	185	130	700
пульпы	484	439	45
твердого	(88,5)	(57)	(315)
воды	421	398,5	22,5
146
Рис. 5.9. Кривая разделения в
гидроциклоне
Значения drp, определенные ана-
литически и графически, близки.
Гидроциклоны, установленные в
технологической цепи аппаратов,
предназначены в основном для кон-
троля пульпы по крупности перед
флотацией, т. е. для извлечения из
слива зерен крупнее 0,5 мм, по-
скольку они, попадая во флотаци-
онные машины, большей частью те-
ряются в отходах флотации. Из
приведенных данных (см. табл. 5.8)
следует, что в сливе гидроциклона
зерна такой крупности отсутствуют,
т. е. эту функцию гидроциклоны вы-
полняют удовлетворительно. Вме-
сте с тем классификация в нем по
крупности 0,5 мм происходит нечетко. Часть зерен мельче 0,5 мм
попадает в сгущенный продукт, создавая неоправданные циркуля-
ции тонких шламов в системе водно-шламового хозяйства. Эффек-
тивность классификации Е (доли ед.) по какому-либо размеру
оценивают по формуле
Е = 4^2»
где Bi, ег — извлечение в продукты классификации зерен крупнее
и мельче заданного, доли ед.,
ei = Tif>i «; ^2 = Т2₽2 0 — а);
Vi и у2— выход твердого в слив и сгущенный продукт, доли ед.;
pi и р2 — содержание зерен крупностью менее 0,5 мм в сливе и бо-
лее 0,5 мм в сгущенном продукте, доли ед.; а — содержание зерен
крупностью менее 0,5 мм в исходном продукте, доли ед.
Согласно данным табл. 5.8 будем иметь
г 0,6436 0,9918	0,3564-0,3768	„
£ ------------------------------=0, /1.
0,8604	0,1396
Полученное значение показателя свидетельствует о недостаточ-
но четкой классификации по размеру 0,5 мм, однако для гидро-
циклонов большого диаметра, при напорах 10—20 м классифика-
ция с такой эффективностью вполне допустима.
Наладку гидроциклонов, связанную с подбором насадок опти-
мальных размеров, и определение требуемой подачи пульпы при
заданном напоре осуществляют только в пуско-наладочный пе-
риод. В процессе эксплуатации гидроциклонов необходимо обеспе-
чить равномерную подачу питания. Особенно это важно при пода-
че пульпы насосом на несколько гидроциклонов, подключенных к
общему коллектору. Подачу питания на каждый гидроциклон ре-
гулируют задвижкой, установленной на питающем патрубке. На-
пор пульпы контролируют по показаниям манометра. Падение
10*	147
давления ниже заданного режимной картой свидетельствует об
износе рабочего колеса насоса или чрезмерно прикрытой задвиж-
ке на всасывающем или нагнетательном трубопроводе насоса.
Если стрелка манометра колеблется от максимального до мини-
мального положения, то насос работает ненормально, т. е. подача
в него пульпы не соответствует характеристике насоса. Эту дис-
пропорцию следует устранить. Если стрелка манометра неподвиж-
на, а слив и сгущенный продукт продолжают нормально истекать
из гпдроциклона, то это свидетельствует о забивке шламом трубки
манометра. Трубку манометра прочищают во время остановки
фабрики на ремонт.
При эксплуатации гидроциклонов основное внимание следует
уделять нормальному истечению сгущенного продукта, так как за-
бивка нижней насадки — наиболее частая неполадка в работе гид-
роциклона. Сгущенный продукт должен истекать в форме веера.
При чрезмерном повышении концентрации твердого в сгущенном
продукте или появлении в нем большого числа крупных (более
3 мм) зерен возможна забивка выпускного отверстия. В этом слу-
чае все крупные зерна направляются в слив, что нарушает работу
водно шламового комплекса. Поэтому при появлении симптомов
забивки гидроциклона необходимо уменьшить подачу питания в
пего, определить и устранить причину попадания в пульпу слиш-
ком крупных зерен. Если же нижняя насадка забита шламом, не-
обходимо немедленно отключить гидроциклон и прочистить выпуск-
ное отверстие.
Элеваторные классификаторы (багер-зумпфы), так-
же как гидроциклоны, относят к гидравлическим классификаторам.
Однако если в гидроциклонах процесс разделения зерен происхо-
дит под действием центробежных сил, то в элеваторном классифи-
каторе— под действием гравитационных сил. Кроме того, элева-
торный классификатор применяют не только для выделения в слив
зерен мельче 0,5 мм, но и для извлечения из пульпы мелкого (ме-
нее 13 мм) угля и его предварительного обезвоживания.
Элеваторный классификатор (рис. 5.10) представляет собой
железобетонную или металлическую емкость 1, из которой осев-
ший материал выгружается элеватором 2 с перфорированными
ковшами. Площадь поверхности элеваторного классификатора,
как правило, зависит от расстояния между колоннами здания.
В основе процесса классификации зерен по крупности в элева-
торном классификаторе лежит принцип осаждения зерен под дей-
ствием гравитационных сил в восходящем потоке пульпы. Особен-
ность классификации в этом аппарате — коллективное осаждение
зерен различной крупности. Интенсивность классификации повы-
шается благодаря большей скорости осаждения совокупности зе-
рен, чем отдельно падающих, ударам и толчкам мелких зерен бо-
лее крупными, а также из-за «лидирования» крупных зерен [17].
Крупные зерна при осаждении увлекают за собой мелкие не толь-
ко благодаря соударениям, но и в результате образования за па-
дающим крупным зерном зоны пониженного давления (при вихре-
148
Рис. 5.11. Зависимость содержания
Р зерен класса +0,5 мм в сливе эле-
ваторного классификатора от кон-
центрации твердого в оборотной воде
Рис. 5.10. Элеваторный классификатор
вом обтекании его потоком). В эту зону попадают более мелкие
зерна, в результате чего скорость их осаждения заметно возраста-
ет. Зерна размером менее 0,5 мм потоком пульпы выносятся в слив,
В технологической цепи аппаратов фабрики элеваторные клас-
сификаторы, как правило, используют для обесшламливания и
предварительного обезвоживания мелкого концентрата отсадоч-
ных машин. В некоторых случаях их применяют для обесшламли-
вания угля перед отсадкой.
Несмотря на относительную громоздкость элеваторных класси-
фикаторов, их применение оправдано. Наличие их в схеме улуч-
шает условия компоновки оборудования особенно в случаях, когда
основное оборудование по переработке угля стремятся располо-
жить на одной отметке фабрики для удобства его обслуживания
и ремонта при использовании в качестве подъемно-транснортных
устройств мостовых кранов.
В результате исследования работы элеваторных классифика-
торов установлено, что при подаче пульпы до 30 м3/ч на 1 м2 пло-
щади классификатора, концентрации твердого в оборотной воде
149
Таблица 5.10
Гранулометрический состав продуктов классификации
в элеваторе
Крупность, мм	Питание	Слив		Сгущенный продукт		
	Содержание класса, %	Выход к продукту, %	Выход к исходному, %	Выход к продукту, %	Выход к исход- ному, %	Извлече- ние, %
+ 1	81,4	2,7	0,3	90,6	81,8	99,63
0,5—1	6.2	5,2	0,5	6.1	5,7	92
0,1-0,5	5,8	31,2	3,1	2,9	2,7	46,5
—0,1	6,6	60,9	6,2	0,4	0,4	6,05
Итого	100	100	10,1	100	89,9	
до 120 кг/м3 и частичном выделении шлама из угля перед от-
садкой, классификация по зерну 0,5 мм происходит весьма эф-
фективно. Содержание в сливе зерен крупнее 0,5 мм при таких
условиях не превышает 12 % (рис. 5.11). При концентрации твер-1
дого в оборотной воде более 150 кг/м3 процесс классификации рез-
ко ухудшается.
Показатели разделения в элеваторных классификаторах оцени-
вают так же, как при классификации в гидроциклонах. Например,
эффективность разделения зерен по крупности Е (%) при грану-
лометрическом составе исходного и полученных продуктов, приве-
денном в табл. 5.10, будет
с	10,1-92,1-89,9-96,7	_л _
с -----------------=/4,о,
100 12,4-87,6
при этом содержание зерен крупнее 0,5 мм в сливе равно 7,9%,
что вполне допустимо.
Производительность элеватора (т/ч) определяют по формуле
Q = 3,6Zp|W а,
где i — вместимость ковша, м3; р— плотность разрыхленного ма-
териала, кг/м3; ц— коэффициент заполнения ковшей, доли ед.;
v — скорость движения цепи, м/с; а — расстояние между ковшами
(шаг установки ковшей), м.
Значения р принимают: для угля 900 кг/м3, для породы 1400—
2000 кг/м3, для промпродукта 1200 кг/м3.
Требуемую мощность /V (кВт) электродвигателя элеватора
определяют по формуле
77 = 6НТ65,
где G—-производительность элеватора по твердому, т/ч; Н — вы-
сота подъема, м.
Из-за удовлетворительных показателей классификации и пре-
имуществ компоновочных решений элеваторные классификаторы ис-
150
Рис. 5.12. Обезвоживающий элеватор с сосредоточенным расположением ковшей
пользуют на всех фабриках, введенных в эксплуатацию в послед-
ние 20 лет.
Осевший в классификаторе материал извлекают обезвоживаю-
щим элеватором, который транспортирует его для дальнейшего
обезвоживания в центрифуге. При транспортировании осадка эле-
ватором происходит его обезвоживание.
Элеватор снабжен ловителями, предназначенными для стопо-
рения груженых ковшовых ветвей при их внезапной остановке или
при порыве цепи. На одной из секций элеватора монтируют реле
скорости для отключения электродвигателя при уменьшении ско-
рости движения ковшовой ленты или ее остановки в результате
перегрузки.
Ковшовые ленты элеваторов выпускают двух типов: с сосредо-
точенным расположением ковшей (рис. 5.12)—перфорированные
ковши 1 крепятся на каждом звене элеваторной цепи, и рассредо-
точенным их расположением — ковши крепятся через один шаг це-
пи. Все ковши снабжены водоотводящими листами 2, предназна-
ченными для предотвращения попадания воды, дренирующей из
верхнего жовша на поверхность обезвоживаемого угля нижнего ков-
151
ша. Элеваторы можно устанавливать под углом 60—75° к гори-
зонту. Коэффициент заполнения ковшей 0,7—0,9.
Для предотвращения заиливания подводной части элеватора
используют специальное ограждение с рассекателем, которое мон-
тируют в сборнике.
Техническая характеристика элеваторов
Элеватор		ЭОБ6	ЭОСБ6 ЭОБЮ	ЭОСБ10 ЭОСБ12	
Ширина ковша, мм ...	. Производительность, т/ч . Скорость движения ковшовой це-	650	650	1000	1000	1250
	24—91	38,5—149 60—230	96,3—370 154—388	
пи, м/с	 Вместимость ковша, л .	0,17; 0,25; 0,38		0,17; 0,25	
	50	40	125	100	200
Шаг установки ковшей, мм .	800	400	800	400	600
Шаг цепи, мм	 Мощность электродвигателя в за- висимости от нагрузки и скорости	400	400	400	400	500
движения цепи, кВт ... Масса при максимальной длине,	5,5—30	4— 17	10—40	7,5—30	10—55
кг		22 500	23 800	29 600	35 900	61 800
Наладку элеваторных сборников начинают еще в период мон-
тажа. При этом проверяют соответствие профилей дна и стенок
сборника строительным чертежам и в случае необходимости обна-
руженные несоответствия устраняют. После этого сборник очи-
щают от строительного мусора и заполняют водой. Сборник готов
к эксплуатации, если отсутствуют течи в его стенках и днище. При
обнаружении течи воду из сборника спускают и принимают меры
к восстановлению его гидроизоляции.
Затем проверяют работу элеватора в режиме холостого хода
в течение 24 ч, при этом шарниры тяговой цепи и направляющие
полосы периодически смазывают для лучшей приработки. В период
такой проверки следят за тем, чтобы не было подергивания ков-
шовой цепи в результате задевания ее элементов за выступающие
части корпуса. Лента должна перемещаться плавно и бесшумно.
Температура подшипников не должна превышать температуру
окружающего воздуха более чем на 40—50 °C.,
После проверки элеватора в режиме холостого хода проверяют
его работу в рабочем режиме в течение двух смен, при этом через
каждые 7—8 ч его останавливают для осмотра и подтяжки бол-
товых соединений.
В процессе эксплуатации элеваторных классификаторов необ-
ходимо следить за равномерностью подачи питания, от которой
зависят технологические показатели его работы. При избытке пи-
тания в слив переходят зерна крупнее 0,5 мм, причем чем больше
подача превышает оптимальную, тем их содержание выше.
Размер граничного зерна разделения увеличивается. При недо-
статке питания уменьшается размер частиц, выносимых в слив, но
увеличивается содержание зерен мельче 0,5 мм в осадке, размер
граничного зерна разделения уменьшается. В обоих случаях эф-
фективность классификации по 0,5 мм уменьшается. Изменение
нагрузки определяют визуально, по степени заполнения ковшей
152
элеватора, а также по
крупности частиц в сли-
ве. Полностью заполнен-
ные (с «шапкой») ковши
элеватора свидетельству-
ют о перегрузке элева-
торного сборника, «зава-
ле» подводной части эле-
ватора материалом. Ре-
зультатом этого могут
быть неоправданная пе-
регрузка ковшовой цепи,
перегрев масла турбо-
муфты, отключение при-
вода электродвигателя
или обрыв ковшовой цепи.
Плановую остановку элеватора следует производить при порож-
них ковшах элеватора, т. е. при полной выгрузке твердого из эле-
ваторного сборника.
При ежесменном осмотре элеватора в процессе его эксплуата-
ции особое внимание уделяют состоянию ковшей, их креплению,
затяжке крепежных болтов кронштейнов приводной головки, ло-
вителей, наличию масла в редукторе и ванне дополнительной зуб-
чатой пары.
Дуговые и конические грохоты применяют для
обесшламливания и предварительного обезвоживания угля круп-
ностью менее 25 (35) мм в операциях приема пульпы из гидро-
шахт, обесшламливания угля перед отсадкой, обезвоживания мел-
кого угля и крупнозернистого шлама перед центрифугами, контро-
ля крупности шлама перед флотацией, выделения зерен крупнее
0,5 мм из отходов флотации, отделения магнетитовой суспензии
при обогащении угля в тяжелосредных гидроциклонных установ-
ках.
Применяют дуговые грохоты типа СД (сито дуговое) (см.
рис. 3.10) и УЗО (рис. 5.13).
Угольная пульпа поступает в приемное устройство, из которого
она равномерно распределяется по ширине сита. Под действием
гравитационных сил и центробежной силы через щели сита в под-
решетный продукт уходит шламовая вода с твердыми частицами
крупностью менее 0,5 мм. Обесшламленный надрешетный продукт
сходит с сита, и его направляют на дальнейшую обработку.
Дуговые грохоты типа СД предназначены для обесшламлива-
ния угля крупностью менее 35 мм, что ограничивает область их
использования. Подача более крупного рядового угля приводит к
быстрому износу или поломке сита крупными кусками породы или
металлическими предметами, попавшими в рядовой уголь при его
добыче и транспортировке. При необходимости обогащения не-
классифицированного или ширококлассифицированного угля при-
меняют дуговые грохоты типа УЗО (см. рис. 5.13). Он состоит из
153
корпуса 1, просеивающей поверхности 2 с крепежными элемента-
ми 3, прижимного устройства 4 с контргрузом 5, приемной каме-
ры 6 и промежуточного желоба 7 с направляющими 8 и поворот-
ными 9 шиберами.
Отличительной особенностью дуговых грохотов типа УЗО
является возможность установки дополнительного желоба
с колосниковой решеткой, на которой рядовой уголь круп-
ностью 0—150 мм может разделяться на классы 0—13 и 13—
150 мм. При этом надрешетный продукт поступает в отсадочную
машину, минуя дуговое сито, а подрешетный — только после
обесшламливания на дуговом сите. Благодаря применению
поворотного резинового листа с ’ контргрузом в месте поступ-
ления гидросмеси на сито, поток прижимается к верхнему
участку сита и равномерно распределяется по рабочей поверхно-
сти. Несмотря на дополнительное сопротивление, создаваемое этим
устройством, и снижение скорости потока, такое конструктивное
решение позволяет повысить эффективность обесшламливания ис-
ходного материала.
Техническая характеристика дуговых грохотов
Дуговое снто		. СД1	СД2	СДОЗ	УЗО2	УЗОЗ
Производительность, м3/ч .	.	150	300	450	500	750
Площадь рабочей поверхности,	м2 0.95	1.9	3	3,4	5,2
Ширина щели сита, мм .	.	0,5	0,5	0,5	1	1
Радиус кривизны сита, м	0,55	0,55	0,8	1,9	1,9
Эффективность классификации размеру 0,5 мм, % .	по . 60-65	60—65	60—65	65—70	65-70
Габариты, мм; длина 		.	830	1440	1850	4095	4095
ширина	....	. 1350	1170	1415	1900	2980
высота		. 1880	1960	2860	3055	3055
Масса, кг		.	300	500	830	2500	3900
Изготовитель		. Теплогорскпй завод гидрооборудовання				
Щелевидное сито дуговых грохотов устанавливают, как прави-
ло, так, чтобы колосники были перпендикулярны к потоку. При
этом эффективность классификации повышается, однако сито
быстро изнашивается. Установка сита с продольным расположе-
нием колосников позволяет увеличить производительность грохота
по воде, но эффективность классификации снижается. Результаты
опробования продуктов классификации мелкого угля на дуговом
грохоте ЦОФ «Белореченская» ПО «Ворошиловградуглеобогаше-
ние» приведены в табл. 5.11. Классификацию и обесшламливание
проводили перед подачей угля на отсадку. Производительность ду-
гового грохота 450 м3/ч по питанию и 200 т/ч по твердому про-
дукту.
Эффективность классификации Е (доли ед.):
по первому опробованию
Е = 0,94-0,74 = 0,7,
154
Таблица 5.11
Показатели обесшламливания мелкого угля
на дуговом грохоте УЗО2 ЦОФ «Белореченская»
Класс, мм	Питание	Надрешетный продукт			Подрешетный продукт		
	Содер- жание класса, %	Выход к продукту, %	Выход к исход- ному, %	Извлече- ние, %	Выход к продукту, %	Выход к исход- ному, %	Извлече- ние, %
		I	опробование				
+3	45,12	59,07	45,12	100	—	.—	—
1—3	15,94	20,47	15,64	98,12	1,28	0,3	1,98
0,5—1	10,91	9,42	7,19	65,9	15,74	3,72	34,1
0,25—0,5	4,8	2,87	2,19	45,65	11,06	2,61	54,35
—0,25	23,23	8,17	6,24	28,86	71,92	16,99	73,14
Итого	100	100	76,38	—	100	23,62	—
		II	опробование				
+ 3	44,82	57,82	44,82	100	—	—	—
1—3	6,98	8,91	6,92	99 2	0,35	0,06	0,8
0,5—1	7,15	7,56	5,86	81,96	5,72	1,29	18,04
0,25—0,5	4,68	3,33	2,58	55,13	9,32	2,10	44,87
—0,25	36,37	22,38	17,35	47,7	84,61	19,02	52,30
Итого	100	100	77,52	—	100	22,48	—
по второму опробованию
Е =0,97-0,51 =0,49.
В результате анализа эффективности классификации на дуго-
вом грохоте установлено, что извлечение зерен крупнее 0,5 мм в
надрешетный продукт находится в пределах 0,94—0,97, что впол-
не допустимо. Между тем, извлечение зерен мельче 0,5 мм в под-
решетный продукт, равное 0,51—0,74, нельзя признать удовлетво-
рительным, так как около половины таких зерен остается в над-
решетном продукте. Размер граничного зерна разделения, полу-
ченный по кривым разделения первого опробования, составил
0,45 мм, а второго — 0,25 мм.
По данным опробования дуговых грохотов на ЦОФ «Калинин-
ская» ПО «Донецкуглеобогащение» было установлено, что при
содержании в исходном материале зерен мельче 0,5 мм 36,6 %
после его обесшламливания в надрешетном продукте этих зерен
оставалось 10,3 %. При этом отделялось 320 м3/ч шламовой воды,
что позволило снизить содержание шлама в промпродукте с 33 до
6%- Уменьшились также потери шлама с породой с 5,2 до 2%.
В результате анализа работы дуговых грохотов на операции обес-
155
шламливания угля перед отсадкой установлено, что благодаря из-
влечению в подрешетный продукт 60—70 % зерен мельче 0,5 мм
на 20—25 % снижается подача твердого в отсадочные машины и
на 70—75 % подача воды, а это способствует повышению эффек-
тивности отсадки.
Существуют много способов определения производительности
дуговых грохотов. В большинстве случаев производительность Q
(м3/ч) определяют по формуле
Q = к fv,
где к — коэффициент; f — площадь живого сечения грохота, м2;
v — скорость потока пульпы, поступающей на грохот, м/ч.
Площадь живого сечения (м2) определяют по формуле
f=FA ЮО,
где F — общая площадь сита, м2; А — живое сечение, % (опреде-
ляется по технической характеристике сита).
Более эффективно обесшламливать и предварительно обезво-
живать гидросмеси на конических грохотах, которые в последние
годы начали широко применяться в тех же операциях, что и дуго-
вые грохоты. В настоящее время на углеобогатительных фабри-
ках применяют конические грохоты: ОСО производства ПНР; ГК,
разработанные УкрНИИуглеобогащением, и СК, разработанные
КузНИИуглеобогащением.
Грохоты конические работают без привода, поэтому не созда-
ют шума, вибрационных и динамических нагрузок на перекрытия.
Конический грохот типа ГК (рис. 5.14) состоит из стального
корпуса, внутри которого установлена обезвоживающая поверх-
ность из щелевидных сит с размером щели 0,5—1 мм, загрузочного
устройства, разгрузочного патрубка для выгрузки надрешетного
продукта, разгрузочного окна для отвода подрешетного продукта
п кольцевого порога. Обезвоживающая поверхность состоит из
верхней и нижней частей. Верхняя часть представляет собой усе-
ченный конус, обращенный большим основанием вверх, с углом
наклона образующей к горизонту 75°. Нижняя часть выполнена
в виде многогранной усеченной пирамиды, вершина которой на-
правлена вниз, с углом наклона ее граней 45".
Обезвоживающая поверхность грохота выполнена из отдель-
ных элементов, что позволяет легко заменять изношенные участ-
ки сит.
Загрузочное устройство снабжено шиберной заслонкой, пере-
мещающейся параллельно верхней обезвоживающей поверхности
и регулирующей ширину щели, через которую пульпа поступает
па сито. В загрузочном устройстве имеется также перекидной ши-
бер, позволяющий мгновенно менять направление входа пульпы в
аппарат.
Исходный материал вместе с транспортной водой поступает в
загрузочное устройство и дальше тангенциально на верхнюю
обезвоживающую поверхность, распределяясь по всей высоте и
156
Рнс. 5.14. Грохот конический ГК:
/ — верхняя часть конуса; 2 — кольцевая площадка; 3— корпус; 4 — нижняя часть конуса;
5 — шиберная заслонка; 6 — загрузочное устройство
образуя вращающуюся спираль. Часть пульпы с твердыми части-
цами меньшими, чем ширина щели сита, под действием центробеж-
ной силы выдавливается через отверстия сита — происходит про-
цесс обезвоживания и обесшламливания. Остальная часть потока,
продолжая вращаться, постепенно опускается вниз на кольцевой
порог, по которому смещается к центру грохота и равномерным
слоем сходит на нижнюю многогранную конусную обезвоживаю-
щую поверхность, на которой заканчивается процесс обезвожива-
ния. Обезвоженный и обесшламленный материал через разгрузоч-
ный желоб поступает в последующие технологические операции.
Техническая характеристика грохотов конических типа ГК
Г рохот		ГК1,5	Г КЗ	ГК6
Общая площадь обезвоживающей поверх- ности, м2 .	.	.	.	.	1,5	3	6
Напор пульпы в загрузке, м, не менее .	1	1,5	2,5
Максимальная производительность при ши- рине щели 0,8 мм и соотношении Т : Ж= = 1:3: по пульпе, м3/ч .	.	.	.	.	150	250	500
по твердому материалу, т/ч .	50	70	140
Влажность обезвоженного продукта, %, не более .......	30	30	30
157
Габариты, мм:
длина .................................
ширина ...............................
высота................................
Масса, кг...............................
1800
1400
1240
1140
3030
2665
1460
2380
3600
3100
1750
3250
Конические грохоты ОСО, СК, ГК6 и ГКЗ применяют преиму-
щественно для предварительного обезвоживания мелкого концен-
трата отсадочных машин, а грохоты ГК1.5 — для обесшламлива-
ния мелкого угля перед отсадкой. Грохоты монтируют непосред-
ственно на загрузочную часть отсадочной машины, причем для ма-
шин ОМ8, ОМ12 и ОМ24 устанавливают соответственно один, два
и четыре грохота ГК1.5. Для обесшламливания угля перед отсад-
кой могут применяться также конические грохоты других типо-
размеров, однако при этом усложняются условия их компоновки.
Грохоты ГК1.5 из-за наименьшего диаметра обезвоживающей по-
верхности имеют наиболее напряженное центробежное поле, поэто-
му их можно применять для предварительного обезвоживания
крупнозернистого шлама и классификации отходов флотации.
В результате применения конических грохотов ГК1,5 для обес-
шламливания угля перед отсадочными машинами на ЦОФ «До-
бропольская» улучшились показатели работы отсадочных машин
из-за снижения концентрации шлама в питании и уменьшения рас-
хода транспортной воды. При этом скорость потока у сливного
порога отсадочной машины уменьшилась с 0,75 до 0,46 м/с, т. е.
на 61 %. Зольность концентрата и промпродукта снизилась соот-
ветственно с 7,8 и 53,4 до 7,3 и 41,5 %, а зольность породы повыси-
лась с 72,4 до 80,9 %.
Показатели работы конических грохотов в операции
обесшламливания угля перед отсадочными машинами
Обогатительная фабрика .	«Си-	«Комсо-	«Ок-	«Добро-	«Кали-
Конический грохот ....	бирь» ОСО	моль- скаи» ГК 1,5	тябрь- ская» ГК1.5	ПОЛЬ’ ская» ГК1,5	мин- ская» ГК 1,5
Производительность: общая					
ио пульпе, м3/ч ....	520	563	319	373	629
по твердому, т/ч ....	170	250	205	203	336
удельная					
по пульпе, м3/(м2-ч) .	130	125,1	106.3	124,3	139,8
по твердому, т/(м2-ч) .	42.5	55,6	68 3	67,7	74,7
Содержание зерен мельче 0,5 мм в надрешетном продукте, % .		6,6	5,6	9,8	15,4
Влажность надрешетного продук- та, % 		40	31.3	32	30	28,3
Содержание зерен крупнее 0,5 мм в подрешетном продукте, % .	8,9	10,1	11,8	11,4	12,5
Концентрация твердого в подре- шетном продукте, кг/м3 .	140	237	198	241	284
Эффективность классификации по 0,5 мм, % 			82	79'8	- 80,8	83,6	78,1
Широко применяют конические грохоты в операции обезвожи-
вания мелкого концентрата отсадочных машин, заменяя ими виб-
рационные грохоты. Этому способствуют более высокая удельная
158
производительность, отсутствие динамических нагрузок на строи-
тельные конструкции фабрики, больший срок службы, отсутствие
расхода электроэнергии, более высокая эффективность классифи-
кации по размеру 0,5 мм. Стабильность технологических показа-
телей грохотов во многом определяется состоянием рабочей по-
верхности. В стационарных конических грохотах срок службы сит
верхней части обезвоживающей поверхности достигает 3000 ч, а
нижней части — 6800 ч. Срок службы рабочей поверхности вибра-
ционных грохотов меньше в 2—3 раза, это — основная причина по-
вышенного содержания в их подрешетном продукте зерен крупнее
0,5 мм.
Конические грохоты обладают преимуществами и перед элева-
торными классификаторами. В отличие от элеваторов конические
грохоты более компактны и их ремонты менее трудоемки. Кроме
того, из-за того, что в элеваторных классификаторах материал
разделяется не только по крупности, как в коническом грохоте, но
и по плотности, малозольные частицы крупнее 0,5 мм могут пере-
ходить в слив, а высокозольные мельче 0,5 мм — в осадок, загряз-
няя концентрат.
Показатели работы конических грохотов в операции
обезвоживания мелкого концентрата отсадочных машин
Обогатительная фабрика .	«Октябрь- ская»	«Чумаков- ская»	«Пролетар- ская»	«Добро- польская»
Конический грохот .... Производительность отсадоч- ной машииы по концентрату:	ГК6	ГК6	гкз	ГКЗ
по твердому, т/ч	... по пульпе, м3/ч .... Концентрация твердого в пи-	147,5	380,4	140	132
	490	1264	458	323
тании грохотов, кг/м3 .	300	300	306	409
Зольность концентрата, % . Производительность грохота: по надрешетному продукту сит предварительного сбро-	13,3	12,4	12,1	16,2
са по твердому, т/ч .	137	329,2	125	108
по пульпе, м3/ч . по подрешетному продукту сит предварительного сброса	394	958	336	208
по твердому, т/ч .	10,5	51,2	15	24
по пульпе, м3/ч . по надрешетному продукту конического грохота	96	306	122	115
по твердому, т/ч .	107	244,9	100	87,5
по пульпе, м3/ч .... по подрешетному продукту конического грохота	118	271	НО	97
по твердому, т/ч .	30	84,3	25	20.2
по пульпе, м3/ч . Концентрация твердого, кг/м3: в концентрате отсадочных	276	687	226	111
машин .	..... в продуктах сит предвари- тельного сброса	300	300	306	409
надрешетиом ...	347	344	372	519
подрешетном ....	НО	167	123	209
159
в продуктах конического гро- хота				
надрешетном ....	900	905	909	906
подрешетном ....	ПО	122	110	182
Зольность, %:				
концентрата отсадочных ма- шин 		13,3	12,4	12,1	16,2
продуктов сит предваритель- ного сброса				
надрешетного ....	12,6	11,2	11,7	13,9
подрешетного . продуктов конического гро- хота	22,5	20,3	15,5	34,2
надрешетного ....	8,4	8,2	9	9,3
подрешетного ....	27,5	19,9	22,5	43,4
обезвоженного	продукта центрифуги		6,2	6,8	8,3	5,2
«Содержание класса +0,5 мм, %, в подрешетном продукте		5,9		
сит предварительного сброса	—		•—1	—
конического грохота .	8,4	3,6	14,1	•—
Производительность центрифу- ги по твердому, т/ч .	99,5	224	91,8	83,8
Влажность обезвоженного про- дукта центрифуги, % .	8,1	7,6	6,8	8,6
Аналогичные показатели	работы	конических	грохотов	получены
на фабриках Кузбасса, Караганды		и других угольных		бассейнов
страны.
При использовании конических грохотов ГК.З, ОСО в сочетании
с центрифугами ФВВ100.1У-1, ФВИ-100.1 К-02, ФВШ-950 применя-
ют схему установки, приведенную на рис. 5.15, а. При использо-
вании конических грохотов ГК6 и СК2000, в сочетании с этими же
центрифугами грохоты устанавливают по схеме, изображенной на
рис. 5.15, б. Крупнотоннажные центрифуги ФВВ-1.50.С-1, ФГВ-
132.1У-01 в сочетании с коническими грохотами ГК6 и СК2000
устанавливают по схеме, изображенной на рис. 5.15, а.
Целесообразно использовать конические грохоты в сочетании
с центрифугами со шнековой разгрузкой осадка для обезвожива-
ния крупнозернистого шлама. Их питанием является сгущенный
продукт гидроциклонов, устанавливаемых перед флотационными
машинами. Более эффективны на этой операции конические гро-
хоты ГК1,5.
В основу технологического расчета конических грохотов поло-
жены закономерности фильтрования жидкости под действием
центробежной силы через зернистый слой, образующийся на верх-
ней части обезвоживающей поверхности [18].
Производительность Q (м3/с) конического грохота по подре-
шетному продукту определяют по формуле
n пл 1 /~ g ф соча
Q = r^Dhz 1 / -----------
Г £>(1-0
л производительность по исходному продукту (питанию) Qn (м3/с):
160
Qn
У£Ф</ср«С05а	( G	GW
---T,---7---'	’
(1 — e) Pt	lOOpB
где p.— коэффициент расхода (p=0,7-?0,75); D — средний диа-
метр верхней части обезвоживающей поверхности, м; h — высота
верхней части обезвоживающей поверхности, м; е - пористость
зернистого слоя, доли ед.; ф — коэффициент формы частиц, ф=
Рис. 5.15. Схемы установки конических грохотов:
1 — отсадочная машина; 2 — коллектор; 3 — конический грохот; 4 — центрифуги; 5 — желоб;
6 — сито предварительного сброса
П Зак. 961
161
~Sw/S, (5Ш — площадь поверхности шара, имеющего тот же
объем, что и частица данной формы с площадью поверхности S,
м2); dcp— средневзвешенный диаметр частиц, м; Н — напор водо-
угольной смеси, м; а — угол между образующей конуса верхней
части обезвоживающей поверхности и его осью, градус; G — про-
изводительность по твердому, т/с; рт и рв — плотность, соответст-
венно твердого и воды, т/м3; W — влажность надрешетного про-
дукта, %.
Пористость зернистого слоя определяют по формуле
е (Рт Рнас)/Рт>
где рнас — насыпная плотность частиц, т/м3.
Экспериментально установлено, что пористость зернистого
слоя, сложенного из смеси угольных частиц с максимальным раз-
мером 12—15 мм, равна 0,45—0,5. Средневзвешенный диаметр зе-
рен (мм) рассчитывают по данным гранулометрического состава
обезвоживаемого угля по формуле
 4 ‘lnyn
^cp	>
Ti + 7s 4- • •  4- fn
где dt, d2,..., dn — среднеарифметическое значение размера час-
тиц каждого класса крупности, равное (rfmax—dmm)/2, мм; уь
У2,уп — выходы соответствующих классов крупности, доли ед.
Пример. Требуется определить производительность конического грохота
ГК6. Его параметры следующие: ft=0,5 м; а=15°; D=2,7 м; средневзвешенный
диаметр частиц мелкого концентрата Дср=-0,00156 м; (1=0,75; е=0,5; /7 = 3 м;
£=9.81 м/с2; ф=0,6.
Производительность грохота по подрешетному продукту
Q= 3,14-0,75-2,7-0,5-0,51/"'9-81	0.5-0,001о6-3-cos 15 _
V	2,7 (1-0,5)
= 0,158 м3/с, или 569 м3/ч.
Если на грохот подают 150 т/ч (0,0417 т/с) твердого, а влажность надре-
шетного продукта равна 30 %, то производительность конусного грохота по пи-
танию будет равна:
„	0,0417	0,0417-30
Qn = 0,158 4-———4-—	J— = 0,198 т/с, или 713 м3/ч.
Показатели классификации угля и продуктов обогащения в ду-
говых и конических грохотах в значительной степени зависят от
состояния рабочей поверхности — щелевого сита. Применяют, как
правило, сита с шириной щели 0,5—1 мм, которые имеют следую-
щее живое сечение в зависимости от ширины щели:
Ширина щели, мм ...	.	0,5	0,6	0,8	1
Живое сечение, % .	.	22,6	23	28,6	33,4
Колосники изготавливают из латуни, но чаще — из нержавею-
щей стали. Для конических и дуговых грохотов следует применять
сита из нержавеющей стали, срок службы которых в 2—3 раза
превышает срок службы латунных сит. Практикой эксплуатации
установлено, что наибольшую эффективность классификации полу-
162
чают при перпендикулярном расположении щелей сита к направ-
лению потока и радиусе закругления острой кромки колосника не
более 0,1 ±0,05 мм. При большем закруглении кромки колосника
размер граничного зерна разделения уменьшается и надрешетный
продукт загрязняется более тонкими зернами.
Дуговые сита целесообразно изготавливать в виде отдельных
секций шириной 500 или 1000 мм. Радиус кривизны должен быть
около 700 мм при значении центрального угла 90°. Рабочие по-
верхности конических грохотов также целесообразно выполнять
из отдельных, одинаковых по размеру, взаимозаменяемых секций,
так как благодаря выборочной замене изношенных или повреж-
денных участков сита можно увеличить срок их службы. Опти-
мальными считают колосники трапецеидального сечения высотой
3±0,2 мм, длиной оснований 1,8±0,05 мм и 1 ±0,05 мм и углом
при вершине 75°.
При эксплуатации дуговых и конических грохотов не следует
допускать изменения параметров исходной пульпы. При увеличе-
нии содержания твердого в питании, как правило, снижается из-
влечение зерен мельче 0,5 мм в подрешетный продукт, несмотря
на возрастание содержания твердого в нем, т. е. снижается эф-
фективность классификации. К таким же результатам приводит
чрезмерное увеличение подачи питания, ее колебания или нерав-
номерное распределение гидросмеси по поверхности сита.
На показатели классификации значительное влияние оказыва-
ет состояние рабочих поверхностей. В процессе эксплуатации ду-
гового сита происходит его «зализывание» (уменьшается ширина
щели из-за деформации колосников). В результате увеличивается
содержание зерен мельче 0,5 мм в надрешетном продукте, т. е.
возрастают потери шлама с продуктами отсадочных машин. Для
предотвращения возможных потерь угля после одной-двух недель
эксплуатации сита следует поворачивать на 180°.
При износе сит, увеличении размера щели больше допустимо-
го значения увеличивается содержание зерен крупнее 0,5 мм в под-
решетном продукте, в результате этого ускоряется в 1,5—2 раза
износ трубопроводов и насосов и возрастают потери крупных зе-
рен в отходах флотации.
Следует учитывать, что размер граничного зерна разделения
принимают равным половине ширины щели сита.
Наладку конических грохотов начинают с их установки, так
как именно от установки зависят равномерность распределения пи-
тания на рабочей поверхности и своевременный и полный отвод
подрешетного продукта.
Конические грохоты устанавливают на перекрытиях фабрики
или в проемах с помощью уровнемеров. Контрольную линейку по-
мещают на верхний фланец корпуса. Отклонение от горизонтали
не должно превышать 5 мм. Питающий и отводящий трубопро-
воды приваривают соответственно к загрузочному патрубку и кор-
пусу после установки грохота. При этом применяют электросвар-
11*	163
Рис. 5.16. Схемы установки конических грохотов ГКЗ, ГК6, ОСО, СК2000 (а
г) и ГК1.5 (д—ж):
а, ж — на перекрытии; б —в проеме перекрытия; в —на раме над центрифугой; г-на
катках над центрифугой; б —на корпусе отсадочной машины; е— с установкой сита перед
отсадочной машиной
ку. Отводящие тракты подрешетного продукта выполняют из
сборных желобов или труб.
После установки конического грохота (рис. 5.16) осматривают
обезвоживающую поверхность и устраняют щели между торцами
рамок и секторами (установкой деревянных планок). Затем про-
веряют подвижность шиберов, шиберных заслонок и задвижек на
питающем трубопроводе.
Для регулирования оптимального режима работы грохота с
помощью шиберных заслонок (на грохотах ГКЗ и ГК6) или пово-
ротных шиберов (на грохотах ГК1.5 и СК2000) изменяют размер
выпускного отверстия. Сечение этого отверстия должно быть та-
ким, чтобы поток гидросмеси устойчиво вращался на кольцевой
Таблица 5.12
Неполадки в работе конических грохотов
Неполадки	Причины	Способы устранения
Выплескивание гидро- смеси из грохота в мес- те загрузки Попадание зерен круп- нее 0,5 мм в подрешет- иый продукт	Чрезмерная подача ма- териала Неплотность прилегания кольцевой крышки Приемная камера заби- та посторонними пред- метами, кусками угля Изношены или механиче- ски повреждены сита Неплотности в стыках при укладке сит в кар- кас	Довести подачу до опти- мального значения Уплотнить кольцевую крыш- ку Сиять шиберную заслонку, очистить приемную камеру, после чего установить ши- берную заслонку Заменить изношенные или поврежденные сита Снять сита, уложить в па- зы поролон, установить си- та
164
площадке и равномерно покрывал большую часть верхней обезво-
живающей поверхности. При этом в значительной степени обез-
воженная и обесшламленная гидросмесь равномерно (по всей ок-
ружности) сходит с кольцевой площадки на нижнюю коническую
часть обезвоживающей поверхности, с середины которой уголь пе-
ремещается к разгрузочному отверстию без видимой влаги. После
прекращения подачи гидросмеси на грохот сита необходимо про-
мыть водой.
При пуске или в процессе эксплуатации могут происходить раз-
личные неполадки. Их причины и способы устранения приведены
в табл. 5.12.
5.3.	Центрифуги, их наладка и эксплуатация
Концентраты, промпродукты и необогащенные шламы обезво-
живаются в центрифугах под действием центробежных сил.
Характерным безразмерным параметром центрифуги, показы-
вающим во сколько раз ускорение центробежной силы ап, разви-
ваемое данной центрифугой, больше ускорения силы тяжести g,
является фактор разделения Фр, который может быть определеи
по формуле
=	112.10-г>п7?,
где п — частота вращения ротора, мин-1; R — радиус вращения, м.
На углеобогатительных фабриках применяют непрерывно дей-
ствующие центрифуги с фильтрующим (перфорированным) рото-
ром и осадительные со сплошным ротором. В последние годы ос-
воен выпуск осадительных центрифуг с комбинированным рото-
ром — сплошным и фильтрующим.
Центрифуги с фильтрующим ротором используют для обезво-
живания мелкого концентрата и промпродукта после их предва-
рительного обезвоживания на грохотах. Центрифуги со сплошным
и комбинированным ротором предназначены для обезвоживания
шламов.
Для обезвоживания концентрата и промпродукта крупностью
0,5—13 мм созданы центрифуги следующих типов: вертикальные с
вибрационной выгрузкой осадка ФВВ-100.1У-1, ФВВ-112.1У-02
(разрабатывается ФВВ-1.50.С-1), вертикальные с инерционной
выгрузкой осадка ФВИ-100.1 К-02, вертикальные со шнековой вы-
грузкой осадка ФВШ-950, горизонтальные с вибрационной выгруз-
кой осадка ФГВ-132.1У-01. Для обезвоживания шламов созданы
центрифуги осадительные НОГШ-1320 и осадительно-обезвожи-
вающие (с комбинированным ротором) НОГП1-1320Ф.
Мелкий концентрат обезвоживают обычно на центрифугах
ФВВ-100.1У-1 и ФВШ-950, которые идентичны ранее выпускав-
шимся центрифугам НВВ-1000 и НВШ-IOOO. Промпродукт обезво-
живают в этих же центрифугах, а также в специально созданной
центрифуге ФВВ-112.1У-02. Для вновь строящихся и крупных дей-
16S
етвующих углеобогатительных фабрик предназначена высокопро-
изводительная центрифуга ФГВ-132.1У-01.
Для обезвоживания антрацитовых и в некоторых случаях
угольных шламов применяют центрифуги НОГШ-1320 и НОГШ-
1320Ф.
В центрифугах с вибрационной выгрузкой осадка обезвоживае-
мый материал перемещается по стенкам фильтрующего ротора под
действием составляющей центробежной силы, параллельной об-
разующей фильтрующего ротора, и осевых вибраций. Скорость пе-
ремещения материала по ротору зависит не только от указанных
сил, но и от угла наклона образующей фильтрующего ротора.
Фильтрующие центрифуги с вибрационной выгрузкой осадка в
наибольшей степени отвечают требованиям, предъявляемым к тех-
нологическому оборудованию. По сравнению со шнековыми цент-
рифугами для них характерны меньшие значения удельной метал-
ле- и энергоемкости, уноса твердого с фугатом, степени измельче-
ния угля в процессе обезвоживания. Между тем влажность осад-
ка вибрационных центрифуг больше, чем у осадка, получаемого
на шнековых. Кроме того, они более чувствительны к колебаниям
влажности исходного продукта, чем шнековые центрифуги. При
содержании в исходном продукте до 10 % зерен мельче 0,5 мм
вибрационные центрифуги работают весьма эффективно. При
большем (15—20%) содержании таких зерен в питании эффек-
тивность обезвоживания в вибрационных центрифугах значитель-
но снижается, В этом случае целесообразно применять центрифу-
ги со шнековой выгрузкой осадка.
Для обезвоживания абразивных продуктов обогащения антра-
цита используют центрифуги с инерционной выгрузкой осадка.
В этих центрифугах наименьшее время контакта материала с обез
воживающей поверхностью, что способствует увеличению срока их
службы.
Фильтрующие центрифуги с вибрационной и
инерционной выгрузкой осадка. Обезвоживание в
фильтрующих центрифугах характеризуется тремя периодами: об-
разованием осадка на сите фильтрующего ротора, его уплотнением
и механической сушкой. В первом периоде жидкость фильтруется
через слой осадка и перфорированную обезвоживающую поверх-
ность благодаря гидравлическому давлению, развивающемуся под
действием центробежных сил. Во втором периоде осадок, остава-
ясь двухфазной системой (вода — твердое), уплотняется при вы-
теснении из него жидкости. В третьем периоде осадок представля-
ет собой уже трехфазную систему, так как его поры, освободив-
шиеся от воды, заполняются воздухом. На показатели центрифуги-
рования наибольшее влияние оказывают процессы уплотнения и
сушки осадка.
Производительность фильтрующих центрифуг зависит от ско
рости перемещения осадка, толщины его слоя и размеров ротора.
В центрифугах с вибрационной выгрузкой осадка скорость его
движения по ротору равна 0,3—0,6 м/с. При недостаточно гладкой
№6
Рис. 5.17. Центрифуга ФВВ-100.1У-01:
1— наружный кожух; 2 — внутренний кожух; 3 — крышка; 4— загрузочное устройство;
5 — фильтрующий вибрирующий ротор; 6—электродвигатель; 7 — резиновые виброизоляте-
ры; 8 — рама; 9—масляная ванна; 10— фундаментная рама; 11— коленчатый вал.
поверхности сита движение обезвоживаемого материала замедля-
ется, толщина слоя увеличивается. Это приводит к резкому повы-
шению сопротивления осадка и снижению эффективности его обез-
воживания. Аналогичное явление происходит при установке новых
сит, покрытых слоем смазки.
На фабриках наиболее распространена центрифуга ФВВ-
100.1У-01 (рис. 5.17). Все узлы центрифуги, кроме маслонасоса,
смонтированы на фундаментной раме, сваренной из толстолисто-
вой стали. Фундаментная рама через систему упругих фундамент-
ных буферов опирается на опорную раму, которая устанавлива-
ется непосредственно на перекрытие здания фабрики.
Электродвигатель 4 (рис. 5.18) через клиноременную передачу
5, приводной шкив 6. изготовленный вместе с буферной тарелкой 7,
вращает ротор 3, связанный с буферной тарелкой системой упру-
гих буферов 13. Благодаря такому упругому соединению ротор
движется относительно приводного шкива (в осевом направлении)
при их совместном вращении. Электродвигатель 12 через клиноре-
менную передачу И вращает приводной вал 10, соединенный упру-
гой втулочно-пальцевой муфтой с эксцентриковым валом 9, кото-
рый сообщает возвратно-поступательное движение шатуну 8. Го-
ловка шатуна расположена в стакане вибровозбудителя, который
с помощью кольцевых буферов 2 передает вибрации на внутрен-
ний конус 1.
167

1 2
3
Рис. 5.18. Кинематическая схема центрифуги ФВВ-100.1У-01
Загружаемый в центрифугу уголь проходит по кольцевой щели
итающего устройства и попадает на дно вращающегося ротора.
Центробежной силой уголь отбрасывается к стенке ротора, обору-
дованного щелевидным ситом и под действием осевых вибраций и
«оставляющей центробежной силы перемещается вверх по кониче-
ской стенке ротора. Под действием центробежной силы происхо-
дит отделение фугата, который через щели ротора попадает в
сборник фугата и удаляется из центрифуги. Обезвоженный осадок
разгружается через верхнюю кромку ротора и отбрасывается к
стенке корпуса центрифуги, а затем через кольцевое пространст-
во между корпусом и приемником фугата просыпается в бункер
ли на конвейер.
Центрифуга ФВИ-100.1 К-02 в отличие от центрифуги ФВВ-
Г00-1У-01 не имеет вибровозбудителя. Ее используют для обезво-
живания зернистых материалов с низким коэффициентом трения,
в частности для антрацитовых концентратов.
Отличительная особенность центрифуги ФВВ-1.50.С-01—филь-
трующий ротор, расположенный большим основанием вниз. При
такой установке ротора обезвоживаемый материал можно равно-
мерно распределять на сите.
В горизонтальных центрифугах с вибрационной выгрузкой
©садка ротор расположен горизонтально, причем в центрифуге
ФГВ-132.1У-01 большим основанием в сторону загрузки питания.
Приводы впбровозбудителей различных центрифуг отличаются
конструкцией, но принцип воздействия вибраций на роторы цент-
рифуг практически одинаков.
Осевые колебания ротора и виброизоляцию корпуса центрифу-
га обеспечивают резиновые виброизолирующие элементы. Основ-
ав
ное требование к ним — однотипность по жесткости, отклонение
которой не должно превышать 10. Наибольшую жесткость долж-
ны иметь фундаментные виброизолирующне элементы, восприни-
мающие и гасящие вынужденные колебания всей центрифуги.
Техническая характеристика центрифуг с вибрационной
и инерционной выгрузкой осадка
Центрифуга		ФВВ- 100.1V 01	ФВВ 112.IV 02	Ф ВИ- 100 IV- 02	ФГВ- 132.IV- 01	ФВВ- 1 50 С-01
Производительность, т/ч .	100	100	100	250	300
Максимальный диаметр ротора,					
мм ....	.	...	1000	1120	1000	1320	1500
Частота:					
вращения ротора, мин-1 .	420	420	420	300—350	350
осевых колебаний, Гц .	20-30	20—30	—	26—27	23—26
Мощность электродвигателя, кВт	22	22	22	60	55
Габариты, мм:					
длина 		2895	2895	2560	2995	3662
ширина .	.	.	.	.	2165	2180	2165	2510	2560
высота	 .	1730	1730	1730	2385	1880
Масса, кг		3150	4552	2900	6000	6455
Центрифуги со шнековой выгрузкой осадка.
На фабриках применяют центрифуги со шнековой выгрузкой
осадка отечественного производства ФВШ-950 и производства
ПНР типа «Наэль». В отличие от центрифуг с вибрационной в
инерционной выгрузкой осадка шнековая центрифуга ФВШ-950
(рис. 5.19), наряду с фильтрующим ротором, снабжена также шне-
Рис. 5.19. Центрифуга ФВШ-950:
/ — рама; 2 —редуктор; 3—шнековый ротор; 4— кожух; 5 — распределительный диск; б —
загрузочное устройство; 7— крышка; 8— электродвигатель; 9— опорная рама; /0 —филь-
трующий ротор; 11 — маслопровод
1®
ковым ротором с транспортирующими витками. Фильтрующий и
шнековый роторы вращаются с различной частотой благодаря
наличию дифференциального редуктора. Частота вращения шне-
кового ротора несколько меньше, чем фильтрующего
Обезвоживаемый уголь подается на распределительный диск,
закрепленный на шнековом роторе. Под действием центробежной
силы уголь отбрасывается на поверхность фильтрующего ротора,
по которому он перемещается вниз витками шнека. Одновременно
с этим под действием центробежной силы уголь обезвоживается.
Отделяемая вода (фугат) проходит через осадок и фильтрующую
поверхность ротора, отбрасывается в камеру корпуса центрифуги
и стекает в канал сбора фугата. Обезвоженный осадок сходит с
фильтрующего ротора и просыпается в бункер пли на конвейер,
над которым установлена центрифуга.
В фильтрующих центрифугах со шнековой выгрузкой осадка
предъявляются более жесткие требования к форме ротора. Форма
внутренней его поверхности должна соответствовать форме шнеко-
вого ротора, чтобы сохранялся постоянный зазор между скребка-
ми шнекового ротора и поверхностью фильтрующего ротора.
Фильтрующую поверхность ротора изготавливают из щелевид-
ных сит (ширина щели 0,3—0,4 мм). Основание ротора, к которо-
му приваривают фильтрующее сито, выполнено в виде фланца с
отверстиями для болтового соединения с крестовиной дифферен-
циального редуктора. При износе скребков шнекового ротора их
можно заменять, оставляя в эксплуатации сам ротор.
Система смазки шнековой центрифуги аналогична системе
смазки вибрационных центрифуг. Она состоит из масляного ре-
зервуара, шестеренного насоса, фильтра, манометра, маслоуказа-
теля, реле давления и маслопроводов.
Техническая характеристика центрифуги ФВШ-950
Производительность, т/ч	100
Наибольший диаметр ротора, мм	.	950
Частота вращения, мин-1:
фильтрующего ротора .	594
шнекового ротора .....	582
Мощность электродвигателя,	кВт	'.....	40
Габариты, мм:
длина .	  2950
ширина..................... 2300
высота .	1400
Масса, кг	4100
Наладка и эксплуатация фильтрующих цент-
рифуг. После окончания монтажа центрифуги ее налаживают.
Предварительно натягивают приводные ремни (при нажатии ру
кой на ремень прогиб ее не должен превышать 10—15 мм). Перед
пуском центрифуги проверяют правильность фазировки электро-
двигателей. Для этого, предварительно убедившись в отсутствии
посторонних предметов внутри центрифуги, осуществляют кратко-
временные пуски двигателей («толчками»). Валы двигателей
должны вращаться по часовой стрелке. Фазировку двигателя мас-
170
лонасоса проверяют по давлению
масла в маслосистеме. Если давле-
ние отсутствует, двигатель следует
перефазировать.
Первый раз центрифугу пускают
на 10 мин, после чего проверяют за-
тяжку болтовых соединений креп-
ления центрифуги и электродвига-
телей к фундаменту, а также корпу-
са и крышки. Если все исправно, то
центрифугу пускают в режиме хо-
лостого хода в течение 30—60 мин.
Шум, создаваемый центрифугой,
должен быть равномерным, приглу-
шенным. Допустимая амплитуда ко-
лебания рамы 1 мм. Мощность при-
вода ротора в режиме холостого хо-
да не должна превышать 20—25 %
Рис. 5.20 Устройство для очист-
ки и шлифовки роторов центри-
фуг:
1 — электродвигатель; 2 — редуктор;
3 — ротор центрифуги
мощности двигателя.
Работу центрифуги с загрузкой проверяют в течение 8 ч. При
этом в первые 2 ч подача составляет 25 % номинальной. В даль-
нейшем при нормальной работе центрифуги через каждые 2 ч по-
дачу увеличивают на 25 % от номинальной.
Если в течение первых 5—10 мин материал не сходит с ротора,
то в питание центрифуги подают техническую воду. Кроме того, в
течение 5 мин попеременно включают и выключают центрифугу.
Если эти мероприятия не привели к равномерному сходу материа-
ла, ротор снимают, очищают от налипшего материала и промыва-
ют керосином. Если поверхность шероховатая, то ее следует от-
шлифовать или заменить ротор новым.
Устройство для очистки и шлифовки роторов центрифуг
(рис. 5.20) состоит из электродвигателя, редуктора и рамы. Ротор
крепят к шайбе, которой электродвигатель через редуктор и кли-
ноременную передачу сообщает вращение. В ротор засыпают су-
хую породу. При вращении ротора порода сдирает с него слой
смазки и шлифует обезвоживающую поверхность. Для того чтобы
порода не высыпалась, нижняя образующая ротора должна быть
горизонтальной. К фланцу ротора необходимо прикрепить диск из
листового железа (диаметр диска равен большему диаметру рото-
ра). Если и в этом случае осадок сходит со стенок ротора нерав-
номерно, то следует увеличить частоту вертикальных пульсаций с
помощью специальных шкивов, имеющихся в комплекте центрифу-
ги. При этом частота колебаний не должна превышать 30 Гц.
При наладке центрифуги проверяют циркуляцию и нагрев мас-
ла, влажность осадка, а также влажность и гранулометрический
состав исходного угля, содержание и крупность твердого в фуга-
те. Если при проверке центрифуги не обнаружены дефекты, то ее
можно эксплуатировать при нормальной подаче материала.
171
При наладке и проверке центрифуги ФВШ-950 необходимо учи-
тывать отличительные особенности, связанные с ее конструкцией.
В шнековых фильтрующих центрифугах отсутствуют осевые виб-
рации, поэтому для их установки не требуются фундаменты Та-
кие центрифуги устанавливают непосредственно на перекрытия
зданий.
Особое внимание перед пуском центрифуги необходимо уделять
проверке маслосистемы, так как от ее состояния зависит безава-
рийная работа центрифуг. При пуске маслонасоса не должно быть
течи масла в местах соединений маслопроводов. Подача масла к
подшипникам должна быть равномерной и бесперебойной.
Порядок пуска центрифуги следующий. Сначала включают
двигатель маслонасоса, затем двигатель ротора, а после этого дви-
гатель вибровозбудителя (для вибрационных центрифуг). В шне-
ковых центрифугах предусмотрена блокировка (пуск электродвига-
теля возможен только после двигателя маслонасоса). В вибра
ционных центрифугах предусмотрена возможность автоматического
пуска двигателей в заданной последовательности.
После 5—10 мин работы центрифуги в режиме холостого хода
можно подавать питание. Во время работы центрифуги необходн
мо систематически наблюдать за давлением масла в маслосисте-
ме. Исходный материал следует подавать в центр загрузочного
отверстия центрифуги для равномерного распределения обезвожи-
ваемого материала по ситу ротора. Необходимо также контроли-
ровать показания амперметров, на шкале которых предваритель-
но. наносят отметку максимально допустимого значения (при мак-
симальной загрузке). Выход стрелки амперметра за установлен-
ную отметку свидетельствует о перегрузке центрифуги, что недо
пустимо. Содержание в фугате частиц крупнее 0,5 мм не должно
превышать 15—20 %. Большее содержание этих зерен в фугате
свидетельствует о чрезмерном износе или порыве сита ротора.
Такой ротор должен быть заменен.
Следует тщательно контролировать качество масла. Через каж-
дые 500 ч работы центрифуги из нижнего отверстия резервуара
отбирают пробы масла. Если в масле обнаружена грязь, его заме-
няют.
После проверки центрифуги приступают к ее технологической
наладке.
Наибольшее влияние на влажность осадка W (%) оказывает
гранулометрический состав исходного угля, особенно содержание
в нем зерен мельче 0,5 мм уо,5 (%) 
Для центрифуг с вибрационной выгрузкой осадка
= 7,9+ 0,1 637Oi5.
Для шнековых центрифуг
V7 = 7,5+ 0,110,5,
т. е. на шнековых центрифугах, при прочих равных условиях, по-
лучают осадок с меньшей влажностью. Объясняется это тем, что
(72
время пребывания материала на фильтрующей поверхности в шне-
ковых центрифугах больше, чем в вибрационных. Кроме того, с
помощью шнекового ротора осадок в процессе обезвоживания
рыхлится и лучше отжимается.
Важный показатель работы центрифуги — унос твердого с фу-
гатом. Чем больше угля содержится в фугате, тем меньше выход
обезвоженного продукта и тем больше шлама возвращается в вод-
но-шламовую систему в виде циркулирующей нагрузки. Практика
работы центрифуг показала, что унос твердого с фугатом практи-
чески не зависит от содержания мелких частиц в обезвоживаемом
продукте. Он определяется главным образом размером отверстий
(щелей) в сите, значением центробежной силы, характером пере-
мещения материала по ситу, объемом фугата, влажностью исход-
ного материала.
В вибрационных центрифугах унос твердого с фугатом обычно
равен 3—5% исходного угля. В шнековых центрифугах он в 1,5—
2 раза больше, что является главной причиной меньшей влажно-
сти осадка этих центрифуг.
При эксплуатации центрифуг выявлено неоднозначное влияние
увеличения подачи исходного материала в центрифугу на влаж-
ность осадка. При небольшом (до 10 %) содержании класса
—0,5 мм в обезвоживаемом угле и увеличении подачи до 110 т/ч
влажность осадка практически не изменяется. При дальнейшем
возрастании подачи на центрифуги типа ФВВ-100.1У-01 и ФВШ-
950 влажность осадка начинает увеличиваться. При большем со-
держании мелочи в исходном угле влажность начнет увеличивать-
ся при значительно меньших подачах загружаемого материала.
Поэтому, если на фабриках для получения требуемой влажности
осадка к мелкому концентрату добавляют присадки крупнозерни
стого шлама, производительность центрифуги должна быть умень-
шена на 40—50 % номинальной.
В результате испытаний центрифуг установлено, что объем ис-
ходного питания практически не влияет на содержание твердого
в фугате. Этот показатель зависит главным образом от степени
износа сита ротора и от размера щели (табл. 5.13).
Таблица 5.13
Унос твердого с фугатом в зависимости от состояния сита
ротора центрифуги
Время работы ротора, ч	Масса обезвоженного угля, тыс. т	Размер щелей ротора, мм	Унос угля с фугатом	
			чкг'м3	в % к питанию
30	1,1	0,25-0.3	100—120	2—2,5
360	12,2	0,45—0,5	150—180	3—3.5
600	25.2	0,55—0,7	200—230	4—4,5
1200	40	0,8—0,9	250 -270	5—5,5
1770	60	1—1,1	290—300	6—6,2
173
По уносу твердого в фугат можно судить о состоянии сита
фильтрующего ротора и своевременно его заменять.
Практика эксплуатации центрифуг показывает, что увеличе-
ние влажности исходного угля с 10 до 30 % и даже в ряде случаев
до 35 % не оказывает существенного влияния на влажность осад-
ка и унос твердого с фугатом. При дальнейшем увеличении влаж-
ности исходного угля возрастает унос твердого с фугатом, влаж-
ность осадка при этом повышается незначительно. При влажности
исходного угля более 50%, т. е. в случае, когда уголь поступает
в центрифугу в виде гидросмеси, возможен срыв осадка с поверх-
ности фильтрующего ротора из-за невозможности удаления через
щели сита всей поступающей в центрифугу воды. В таких случаях
уголь не обезвоживается, центрифугу и бункер либо конвейер,
над которыми она установлена, заливает. Поэтому необходимо си-
стематически вести наблюдения за тем, чтобы влажность исход-
ного угля не превышала 25—35 %.
Между тем в ряде случаев (особенно при влажности исходного
угля менее 20%) для снижения влажности в центрифугу подают
немного технической воды. Влажность осадка при этом снижается
в результате возрастания уноса тонких влагоемких частиц в фугат.
Производительность центрифуг, как правило, рассчитывают по
данным измерений массы и влажности осадка на конвейере, а
также по содержанию твердого в фугате. Зная эти величины, оп-
ределяют сначала выход сухого осадка по формуле
VV'a.-Wuc 100
7ос‘~ 1^ф-%с ’ 1<»о -U^c
а затем производительность центрифуги по исходному материалу:
^ИСс GOcc/loCc,
где у0С(. — выход осадка в расчете на сухую массу, %; W%, W'HC,
Woe — влажность соответственно фугата, исходного материала и
осадка, %; G0Cc — производительность центрифуги по сухому осад-
ку, т/ч.
Влажность фугата (%) рассчитывают по формуле
и7ф = 100-1000С'(Юрф),
где С — концентрация твердого в фугате, кг/м3; рф — плотность
фугата, кг/м3.
При отсутствии данных опробования плотность фугата может
быть определена по формуле
рф = 1000 4 С(Рт - 1000) Рт.
Пример. Средняя масса проб осадка центрифуги, снятых с 1 м кон-
вейерной леиты, 9=16 кг. Влажность осадка ТГОС = 8%. Скорость движения
ленты конвейера о=1,5 м/с. Влажность исходного угля й^ос=26 %, концентра-
ция твердого в фугате С=250 кг/м3, плотность твердого в фугате рт = 1500 кг/м3.
Определить производительность центрифуги.
174
Определяем плотность фугата:
Л 250(1500—1000)
рф = 1000 +----5—:— ------~ = Ю83 кг.'мз.
1 OVI)
Определяем
влажность фугата:
1Гф =
1000-250
10-1083
= 76%.
Определяем
выход осадка:
76 — 26
Определяем
100 — 8
 100 = 91,8%,
100 — 26
центрифуги по осадку:
100 — 8
= 3,6-16-1.5 •--—----=
U70c	100
Производительность центрифуги по исходному углю в
массу будет
Тосе 76 — 8
производительность
100-1ГОС
Gocc = З.б^с/
78,5 тч.
расчете на сухую
Оис = 78,5-—=85,5 т/ч.
с	91,8
Производительность центрифуги по исходному влажному углю
Онс = 85,5- -100-- = 115,4 т/ч.
нс	100 — 26
На исправной центрифуге обезвоженный осадок требуемой
влажности можно получить только при равномерной подаче пита-
ния. Между тем на фабриках обезвоживаемый уголь в большин-
стве случаев подают в центрифугу скребковым конвейером, скреб-
ки которого перемещают уголь порциями. Для выравнивания по-
дачи питания рекомендуется загрузочное отверстие в днище кон-
вейера делать в виде косой щели, а ее ширину регулировать ши-
бером (рис. 5.21).
Во время работы центрифуги необходимо систематически кон-
тролировать качество продуктов обезвоживания и особенно фу-
гата. Появление в нем большого числа зерен крупнее 1 мм свиде-
тельствует о нарушении целостности сита или его чрезмерном из-
носе. Следует обеспечить не только нормальную загрузку центри-
фуги, но и разгрузку ее конечных продуктов. Нельзя допускать за-
липания течек обезвоженного продукта, так как это может при-
вести к прекращению схода материала центрифуги, ее перегрузке
Рис. 5.21. Разгрузочное отверстие
скребкового конвейера:
1 — щель в днище; 2 — шибер
175
Рис. 5.22. Шнековая осадительная центрифуга
и аварийной остановке. Отсутствие фугата во время работы цент-
рифуги свидетельствует о забивке выпускного канала, что возмож-
но при порыве сита ротора. В этом случае необходимо удалить из
центрифуги обезвоживаемый материал, промыть канал фугата и
проверить состояние сита ротора.
Шнековые осадительные и осад ительно-фил fa-
тру ющие центрифуги применяют для обезвоживания шла-
мов энергетических углей и в некоторых случаях высокозольных
труднофильтруемых флотационных концентратов углей марок Г,
Д, А и шламов. Наиболее распространены центрифуги ПОГШ-1320
(непрерывнодействующая осадительная горизонтальная шнеко-
вая с диаметром ротора 1320 мм) и НОГШ-1320Ф (оборудована
дополнительным фильтрующим ротором). В отличие от фильтрую-
щих центрифуг, в которые подают предварительно обезвоженный
(до 30—35 % влаги) уголь, в осадительные центрифуги подают
предварительно сгущенную шламовую гидросмесь.
Обезвоживаемая гидросмесь по питающей трубе 9 (рис. 5.22)
и через отверстие 10 в шнековом барабане 6 вводится во вращаю-
щийся ротор 4. Под действием центробежной силы гидросмесь
приобретает форму цилиндра 3. Твердые частицы в поле центро-
бежных сил осаждаются на стенки ротора и транспортируются к
его сужающемуся концу шнеком 5. Осадок выгружается в прием-
ную камеру 7 через окна 8.
Осветленный фугат, содержащий иеосаждающиеся в данном
центробежном поле топкие частицы, через окна 2 сливается в ка-
меру фугата /.
При перемещении осадка из зоны осаждения в зону обезвожи-
вания (не заполненная жидкостью часть ротора) вода дополни-
тельно отжимается и стекает по наклонной стенке ротора в зону
осаждения.
176
Таким образом, в роторе работающей осадительной центрифу-
ги одновременно осаждаются твердые частицы из гидросмеси Се-
зоне осаждения) и отжимается вода из осадка (в зоне обезвожи-
вания). В отстаиваемой в центрифуге пульпе твердые частицы раз-
деляются по крупности — классифицируются. В нижних слоях
осадка концентрируются более крупные зерна, в верхних - более
мелкие. Благодаря непрерывному стоку из центрифуги фугата с
ним уносятся располагающиеся в верхних слоях тонкие частицы.
Размер и количество удаляемых с фильтратом частиц зависят от
характеристики твердого в обезвоживаемой гидросмеси и гидро-
динамических параметров центрифуги. Размер граничного зерна
разделения в осадительной центрифуге определяют по формуле
drp = 1,92-10-2 V——Япят—г.
р	' Исл —‘J.SVy a-j)
где rfrp — размер граничного зерна разделения, мкм; Q — объемная
производительность центрифуги, м3/ч; со — частота вращения рото-
ра, с Уел - объем сливного цилиндра, м3; Рраб — объем проточ-
ной части, м3.
Обычно drp=404-80 мкм. Зная гранулометрический состав
твердого и размер граничного зерна разделения, можно по кривой
крупности определить выход твердого в фугат и в осадок.
Осадок, перемещаемый витками шнека по ротору центрифуги,
под действием центробежных сил уплотняется (уменьшается объ-
ем пустот между его частицами н удаляется вода, находящаяся в
порах осадка) и обезвоживается. Практикой работы осадительных
центрифуг установлено, что влажность осадка зависит в основном
от содержания в исходном продукте тонких частиц. С достаточ-
ной точностью она может быть определена (%) по формуле
U7=15+0,37_0i0„,
где у-о 074 — содержание в исходном продукте зерен мельче
0,074 мм, %.
Часто показатели работы осадительной центрифуги оценивают
по степени осветления шламовой гидросмеси т] (%) или по кон-
центрации твердого в осадке. Этот показатель рассчитывается по
формуле
= (С„ Сф) 100 Сп,
где Сп и Сф — концентрации твердого соответственно в питании
центрифуги и фуга те, кг/м3.
В зависимости от типа центрифуги, режима ее работы и харак-
теристики шламовой гидросмеси степень Осветления колеблется в
пределах 55—90%, т. е. унос твердого в фугат составляет 10—
45 %. Влажность осадка при этом изменяется от 25 до 35 %- При
подаче в центрифугу флокулянтов (150—250 г на 1 т твердого)
унос твердого в фугат резко сокращается (становится равным 5—
7%), однако влажность осадка при этом увеличивается на 5—
8%.
12 Зак. 961	г	177
1
2	3
Рис. 5. 23. Шнековая осадительно-фильтрующая центрифуга НОГШ-1320Ф
/ — осадительная ступень ротора; 2 — фильтрующая ступень ротора; 3 — шнековый барабан
Для более глубокого обезвоживания шламов используют цен-
трифугу НОГШ-1320Ф (рис. 5.23). В этой центрифуге фильтрую-
щий ротор вращается от шнекового барабана осадительного рото-
ра, что способствует равномерному распределению материала по
фильтрующей поверхности при его выгрузке из осадительного ро-
тора.
При необходимости фильтрующий ротор центрифуги НОГШ-
1320Ф может быть снят, и она становится не осадительно-филь-
трующей, а только осадительной.
Техническая характеристика осадительно-фильтрующей
центрифуги НОГШ-1320Ф
Производительность:
по гидросмеси, м3/ч	.	.	.	.	220
по твердому, т/ч....................................... .....	30
Максимальный диаметр ротора, мм .	..............1320
Угол конусности, градус:
осадительного ротора .	................. 15
фильтрующего ротора .	....	15
Частота вращения, мин-1 .	.............. 600
Фактор разделения......................................... .	.	500
Мощность электродвигателя, кВт .	.	.	160
Габариты, мм:
длина .	4 250
ширина	.	3 700
высота .	.1 850
Масса, кг	...	12800
Показатели работы центрифуги НОГШ-1320
Обезвоживаемый материал	Флотаци- онный кон-	Необога- щенный
Производительность, м3/ч (т/ч):	центрат	шлам
по питанию .	77,5 (17,5)	56 (26,6)
по осадку .			12,5	23,5
по фугату .	.			. . . .	65 (5)	35 (3,1)
178
Концентрация твердого, кг/м3:
в питании .	.	.	228	475
в фугате . Зольность, %:	68	90
питания	16.7	24,4
осадка .	...	11,5	21,8
фугата	 		32	43,8
Содержание в питании зерен мельче 0,06 мм, % Извлечение твердого, %:	36,6	20,3
в осадок .	71.5	88
в фугат	28,5	72
Во избежание поломок, которые могут возникнуть в		результате
перегрузки, осадительные центрифуги снабжены устройством, пе-
рекрывающим заслонку трехходового крана на питающем трубо-
проводе центрифуги.
Осадительные центрифуги поставляют в собранном виде, а мон-
тируют, не разбирая. Так как центрифугу устанавливают на виб-
роизоляторах, то для подсоединения ее к трубопроводам подачи
питания, отвода фугата и сброса избыточного питания использу-
ют гибкие шланги.
После монтажа центрифуги в течение 2 ч ее проверяют в ре-
жиме холостого хода. Предварительно проверяют наличие масла
в планетарном редукторе (по контрольному отверстию), включа-
ют электродвигатель маслонасоса и убеждаются в поступлении
масла в коренные подшипники (по указателю слива масла). Для
проверки равномерного вращения ротора в нужном направлении
центрифугу пускают на короткие промежутки времени. При ра-
боте центрифуги в режиме холостого хода частоту вращения ро-
тора доводят до номинального значения и проверяют работу всех
узлов. Температура подшипников и редуктора не должна превы-
шать температуру окружающего воздуха более чем на 40°. При
работе машины не должно быть стука, скрежета и вибраций. Если
все узлы работают нормально, то в центрифугу подают чистую
техническую воду для проверки герметичности соединений подво-
дящих и отводящих труб, а также надежности изоляции камеры
выгрузки осадка от попадания в нее воды из сливной камеры.
Показатели работы осадительных и осадительно-фильтруюгцих
центрифуг зависят от стабильности подачи питания. При пуске
центрифуг увеличивать подачу питания следует постепенно и рав-
номерно. Степень загрузки центрифуги определяют по показаниям
амперметра, на шкале которого предварительно делают отметку
максимального тока нагрузки. При превышении нормы подачи пи-
тания увеличиваются влажность осадка и концентрация твердого
в фугате. Возможны также забивка центрифуги материалом и ее
аварийная остановка.
Повышение содержания твердого в фугате в осадительно-филь-
трующих центрифугах может произойти также из-за чрезмерного
износа или повреждения щелевидного сита фильтрующего ротора.
Для очистки центрифуги необходимо прекратить подачу питания
и вместо него подать в центрифугу чистую воду. Питание можно
подавать только после полной промывки центрифуги. Промывка
12*	179
центрифуги водой в течение 5—10 мин необходима также после
каждой ее плановой остановки на ремонт или профилактический
осмотр.
5.4.	Наладка и эксплуатация оборудования
флотационного отделения
Флотация углей — наиболее эффективный метод обога-
щения угольных шламов. Флотацией называется процесс разделе-
ния частиц угля и породы, основанный на различной смачиваемо-
сти водой поверхности этих частиц. Наиболее распространена пен-
ная флотация. Процесс пенной флотации заключается в том, что
во флотационной машине частицы угля, плохо смачиваемые во-
дой, при встрече с пузырьками воздуха прилипают к ним и всплы
вают на поверхность пульпы. Всплывшие пузырьки воздуха с части-
цами угля образуют пену (пенный концентрат), которая удаляет-
ся из машины. Частицы породы, плохо смачиваемые водой, к пу-
зырькам воздуха не прилипают и остаются в пульпе, которая за-
тем отводится для очистки.
Для интенсификации флотационного обогащения угля в пуль-
пу вводят реагенты, способствующие стабильности воздушных
пузырьков и более прочному контакту их с угольными частицами.
На показатели флотационного обогащения угля влияют сле-
дующие факторы:
характеристика угля (степень метаморфизма, гранулометриче-
ский и петрографический состав, степень окисленности, характер
вкрапления породных частиц);
характеристика пульпы (содержание твердого, ионный состав
жидкой фазы, степень подготовки ее к флотации, равномерность
подачи во флотационные машины);
реагентный режим (состав и сочетание флотационных реаген-
тов, их расход, продолжительность контакта с пульпой, способ и
место подачи реагентов);
технологические показатели (степень и равномерность аэрации
пульпы, интенсивность перемешивания, продолжительность фло-
тации, своевременное и полное удаление пенного продукта), зави-
сящие от типа флотационной машины.
Регулировать процесс флотации в условиях углеобогатитель-
ной фабрики можно, изменяя характеристику пульпы, реагентный
режим и частично режимы работы флотационных машин. Харак-
теристика флотируемого угля практически неизменна и служит
для выбора и оптимизации режима обогащения.
Режим флотации выбирают на основе данных лабораторных исследований,
в результате которых получают кривые флотируемости шламов при различных
режимах разбавления пульпы, расхода и дозировки реагента. На стандартной
лабораторной флотационной камере выполняют эксперименты дробной флота-
ции, при которой пенные продукты снимают скребком через определенные про-
межутки времени (обычно через 1 мин). Предварительно проводят серию экс-
периментов для определения оптимального расхода и характера дробной по-
дачи реагентов, при этом в аэрационное отделение флотокамеры сначала по-
180
Таблица 5.14
Результаты дробной флотации
Продукт	Выход, %			Зольность, %		
	от питания	суммарный		продукта	суммарного продукта	
		сверху	снизу		сверху	снизу
Фракция концентра- та: I	34,2	34,2	100	3,5	3,5	18,9
2	21	55,2	65,8	6.1	4,5	26,8
3	17,3	72,5	44,8	13	6,5	36,6
4	9,1	81,6	27,5	26,2	8,7	51,4
5	3,2	84,8	18,4	35,4	9,7	63,9
6	2	86,8	15,2	53,8	10,7	69,9
Отходы	13,2	—	13,2	72,3	—	—
дают собиратель, а затем вспениватель. Пенный продукт снимают до полного
прекращения его минерализации. Снятые порции пенного продукта просушива-
ют и взвешивают. Затем определяют их зольность и зольность оставшихся в
камере отходов.
Во время проведения лабораторных экспериментов для более полного ана-
лиза результатов флотации следует обращать внимание на характер пенного
продукта, крупность воздушных пузырьков, степень минерализации, обводнен-
ности, устойчивости.
По полученным данным строят кривые флотируемости данного шлама, ана-
логичные кривым обогатимости, построенным по данным фракционного анализа,
при этом вместо кривой плотности разделения используют кривую продолжи-
тельности флотации.
Кривые флотируемости, построенные по данным дробной флотации
(табл. 5.14), приведены на рис. 5.24. По заданной зольности концентрата (при-
нимаем в данном случае 10%) по кривой 0 определяем его выход (85 %). За-
тем через точку кривой р, соответствующей данной зольности концентрата, про-
водим горизонтальную линию АБ, которая показывает, что зольность отходов
при этом будет 70 %, а их выход—15 %. Точка пересечения этой линии с кри-
вой продолжительности флотации t показывает сколько требуется времени для
флотации. Для получения указанных показателей флотация испытуемого шлама
должна продолжаться 5 мин.
По кривым флотируемости определяют оптимальную подачу питания на
флотомашину из выражения
60ЛП
G =----------------,
(R + 1000/Рт) t
где G —• производительность флотационной машины по твердому, т/ч; k — коэф-
фициент заполнения флотомашины пульпой (А=0,654-0,75); V— вместимость
камер флотомашины, м3; R — отношение объема жидкой фазы к объему твер-
дой фазы, доли ед.; рт— плотность флотируемого угля, кг/м3; t — продолжи-
тельность флотации, мин.
Для шлама, кривые флотируемости которого приведены на рис. 5.26, при
К=38 м3 (флотомашина ФМУ-63), Л = 0,7, /?=9, рт=1600 кг/м3, получим
60-0.7-38
G =-------------------= 33,2 TI ч.
(9+ 1000'1600)5
181
Следовательно, при наладке флотационной машины подача на нее шлама
указанной флотируемости должна составлять около 33 т/ч несмотря на то, что
паспортная производительность этой флотомашины 50 т/ч. Концентрацию твер
дого в питании определяют по формуле
с_ юоорт
/?Рт+ 1000'
1000-1600
^1600 +1000 -,00^м3-
t.MUH 6 5 4 г о
0 10 20	40	60 70 80 А^/о
Рис. 5.24. Кривые флотируемости
шлама:
К — зависимость между выходом концен-
трата и зольностью элементарных фрак-
ций; р — зависимость между выходом
концентратных фракций и нх зольностью;
6 — зависимость между выходом пород-
ных фракций н их зольностью; t — зави-
симость между выходом отдельных фрак-
ций и временем флотации
В нашем примере
С
Флотационные машины. Показатели флотации уголь-
ных шламов во многом зависят от типа и конструкции флотаци-
онных машин, к которым предъявляют следующие требования:
хорошая аэрация пульпы, т. е. образование достаточного чис-
ла пузырьков воздуха оптимального размера;
интенсивное перемешивание пульпы для поддержания твердых
частиц во взвешенном состоянии и контактирования их с воздуш-
ными пузырьками;
небольшая высота всплывания флотационных комплексов;
относительно спокойная зона пеноотстоя;
своевременное удаление пенного продукта из флотомашины
при минимальном разрушении пены.
По способу аэрации пульпы различают флотационные машины
механические, пневматические и пневмогидравлические. Сущест-
вуют также флотационные машины с выделением воздуха из рас-
твора и аппараты пенной сепарации.
В механических машинах
аэрация пульпы осуществляется
с помощью импеллеров, эжекто-
ров и насосов, засасывающих
воздух из атмосферы. В пневма-
тических машинах пульпа аэри-
руется непосредственным вводом
в нее сжатого воздуха с помощью
элементов различной конструк-
ции. В пневмомеханических ма-
шинах, помимо аэрации пульпы
механическим способом, допол-
нительно вдувают воздух с помо-
щью воздуходувок.
Аэрация пульпы выделением
воздуха из раствора осуществля-
ется в вакуумных флотационных
машинах и машинах с использо-
ванием электролиза воды.
По характеру движения пуль-
пы флотационные машины делят
на камерные, прямоточные и по-
лупрямоточные. Камерные маши-
182
Рис. 5.25. Схема механической фло-
тационной машины
Рис. 526. Флотационная машина
МФУ-6
мы состоят из нескольких однотипных камер, пульпа по мере из-
влечения из нее концентрата последовательно перетекает из одной
камеры в другую через промежуточные карманы. Прямоточные
машины представляют собой длинную ванну со свободным тече-
нием пульпы от загрузочного кармана до разгрузочного устрой-
ства. К полупрямоточным относят машины, составленные из не-
скольких прямоточных участков, между которыми имеются пере-
городки. В начале каждого прямоточного участка пульпа подает-
ся в импеллерный блок.
Для флотации угольных шламов применяют механические по-
лупрямоточные флотационные машины, схема которых приведена
на рис. 5.25. Исходная пульпа поступает по трубопроводу 4 в ка-
меру /. Импеллер 2, насаженный на вал 5, вращается от электро-
двигателя. При вращении импеллера пульпа выбрасывается через
межлопаточные пространства неподвижного статора 3.
Под действием возникающего разрежения воздух начинает за-
сасываться в камеру до трубе 6. При движении воздуха с пульпой
через импеллер и статор он диспергируется и аэрирует пульпу.
183
В объеме камеры твердые частицы ели
паются с воздушными пузырьками и
всплывают. На поверхности камеры об-
разуется слой пенного продукта, кото-
рый скребками 7 удаляется в желоба 8
для подачи к месту дальнейшей обра
ботки.
На углеобогатительных фабриках
применяют флотационные машины
ЛАФУ-б и МФУ-12. Флотационная ма-
шина МФУ-6 (рис. 5.26) состоит из
двух прямоточных секций, образуя по-
лупрямоточную машину. Каждая сек-
ция имеет три камеры: приемную /,
промежуточную 3 и концевую 4. Сек-
ции соединены между собой переход-
ной камерой 5.
Каждая камера снабжена аэрато-
ром 2, который приводится в движение
от электродвигателя 7 с помощью кли-
ноременной передачи. Привод аэрато-
ра закрыт защитным кожухом 11.
Пенный продукт удаляют пеноснима-
тели 9.
Рис. 5.27. Аэратор флотацион- Уровень пульпы регулируют и ус-
ной машины МФУ-6 танавливают оптимальным с помощью
шибера 6, который перемещается при-
водом 8. При работе машины в автоматическом режиме управле-
ние приводом шибера осуществляется с помощью датчика уров-
ня 10.
Камера флотомашины металлическая сварная. В ее днище име-
ется отверстие, закрываемое клапаном 13, для выпуска пульпы
при осмотрах и ремонтах машины. Для футеровки камеры на ее
стенках крепят арматуру в виде сетки. Приемная и концевая ка-
меры каждой секции оборудованы соответственно приемным и вы-
пускным карманом. Эти карманы подсоединены к трубопроводам,
подающим исходную пульпу и отводящим отходы флотации. В вы-
пускном кармане имеется перегородка с отверстиями для уста-
новки шиберного устройства.
Для предотвращения бурления пульпы в зоне всплывания ми-
нерализованных пузырьков на аэраторе монтируют успокоитель-
ную решетку 12.
Аэратор (рис. 5.27) оборудован двумя импеллерами: центро-
бежным 8 и осевым 9, насаженными на вал 5, заключенный в кор-
пус 12. Центробежный импеллер находится внутри статора 7. Вал
аэратора опирается на подшипники 3, установленные в стаканах 2
и заключенные в корпусе 4. Вал вращается от привода через
шкив 1.
184
Конструкция центробежного импеллера аналогична конструк-
ции рабочего колеса насоса. При перекачивании поступающей в
него пульпы в центральной части образуется зона разрежения, в
которую по трубе 6 засасывается атмосферный воздух. Пульпо-
воздушная смесь лопатками импеллера выбрасывается в камеру
флотомашины через статор. Высокая степень диспергирования
воздуха достигается благодаря тому, что лопатки центробежного
импеллера несколько выступают за пределы дисков и создают ин-
тенсивную вихревую зону. Диспергирование интенсифицируется
при прохождении пульповоздушной смеси через статор в виде бе-
личьего колеса. Часть пульповоздушной смеси поступает через
отверстия 11 на осевой импеллер, заключенный в камеру 10, ко-
торый подает ее в нижнюю часть камеры флотомашины.
Отличительной особенностью флотомашины МФУ-6 от других
механических флотационных машин является разделение зон ак-
тивной аэрации пульпы и флотации, что способствует более спо-
койному всплыванию минерализованных пузырьков и повышению
в результате этого извлечения угольных зерен в пенный продукт.
Двигатель привода аэратора устанавливают на поворотной пли-
те. С помощью упорных винтов можно менять его положение и тем
самым обеспечивать требуемое натяжение приводных ремней.
В машине предусмотрен двухсторонний съем пены. Для свое-
временного съема пены с поверхности пульпы с каждой стороны
машины установлены два ряда пеноснимателей. Каждый из них
состоит из скребков, закрепленных на коромыслах. Коромысла на-
саживают на вал с помощью планок, имеющих продолговатые
прорези. При этом скребки можно устанавливать на различном
расстоянии от оси вала, регулируя высоту снимаемого пенного
продукта. Первый ряд пеноснимателей вращается от электродви-
гателя через редуктор, а второй ряд — от первого с помощью цеп-
ной передачи.
Для непрерывного съема пенного продукта со всего зеркала
камеры флотационной машины траектории вращающихся пено-
снимателей должны совпадать. Для предотвращения зацепления
во время вращения, скребки обоих рядов устанавливают перпенди-
кулярно друг к другу.
Скребками второго ряда пенный продукт перемещается от
центра камеры в зону действия скребков первого ряда. Скребка-
ми первого ряда пенный продукт удаляется в желоба пенного
продукта.
Шиберное устройство (рис. 5.28), предназначенное для под-
держания уровня пульпы (высоты пенного слоя) в заданных пре-
делах, состоит из шибера 7, соединенного тягой 5 с приводом 2,
датчика уровня и датчика-реле перепада давления /.
Датчик уровня состоит из подвешенного на уровне зеркала
пульпы колокола 6, внутренняя полость которого соединена труб-
кой 4 с датчиком-реле перепада давления /. При отклонении уров-
ня пульпы от заданного изменяется давление под колоколом, в ре-
зультате этого замыкается один из контактов датчика-реле пере-
185
пада давления, включается привод 2 и шибер 7 перемещается в
нужном направлении. Требуемый уровень пульпы устанавливают
изменением высоты подвески колокола 6 при помощи задатчика 3
в период наладки флотомашины.
Конструкция флотационной машины МФУ-12 аналогична кон-
струкции МФУ-6. Машина МФУ-12 отличается увеличенным в два
раза объемом камеры и соответственно более высокой производи-
тельностью.
Технические характеристики флотационных машин
Флотационная машина	.	.	МФУ-6 МФУ-12
П роизводительность:
по пульпе, м3/ч.............. .	450	700
по твердому, т/ч .	.	50	80
Вместимость камеры, м3 .	  6,3	12,5
Число камер.............................................. 6	6
Частота вращения импеллера,	мин-1.................. 5Ю	580
Диаметр импеллера, мм................................... 400	400
Мощность электродвигателя	привода аэратора, кВт	17	39
Габариты, мм:
длина	...	15 150	19 200
ширина .	.	................. 3 510	3 450
высота...................... .	3 050	3 290
Масса (с электрооборудованием), кг	26 000	39 750
Наладку флотационной машины начинают при ее монтаже, от
правильности которого зависят показатели ее работы.
Опорные поверхности строительных конструкций, на которые
устанавливают камеры флотационной машины, должны быть го-
ризонтальны и находиться в одной плоскости. Уклон поверхности
не должен превышать 0,001.
Уровни установки секций флотомашины должны отличаться на
100 мм.
186
После установки флотационной машины проверяют горизон-
тальность сливных порогов камер. Отклонение уровня порога ка-
меры от горизонтали не должно превышать 5 мм. Если уклон по-
рога всей флотомашины больше 0,001, то возможны неравномер-
ный пеносъем с разных сторон камер флотомашины или наруше-
ние требуемого уровня пульпы в камерах по длине машины.
В обоих случаях технико-экономические показатели флотации бу-
дут ухудшаться.
Уровень сливных порогов регулируют с помощью стальных
прокладок, размещаемых под опоры камер. После установки ка-
мер их футеруют. Приводы шиберов монтируют на промежуточ-
ном и выпускном карманах. После этого монтируют системы цен-
трализованной смазки.
Перед пробным пуском флотомашины необходимо: проверить
работу системы централизованной смазки; убедиться в подаче
смазки во все требуемые точки и в наличии масла в редукторах.
После этого проверяют плавность вращения валов аэраторов, по-
ворачивая вручную приводной шкив, и пеносъема, проворачивая
вручную муфту, соединяющую валы двигателя и редуктора. Плав-
ность хода шиберов на всю длину их хода проверяют, прокручи-
вая вручную муфту, соединяющую двигатель с редуктором. Необ-
ходимо убедиться также в нормальном уплотнении выпускных от-
верстий камер клапанами и нормальном перемещении тяг клапа-
нов при нажатии на рукоятку рычага.
После проверки заземления определяют правильность направ-
ления вращения валов аэраторов и пеноснимателей, а также пе-
ремещения шиберов, кратковременно включая двигатели. Вал аэ-
ратора должен вращаться по часовой стрелке, если смотреть на
него сверху. Валы пеноснимателей левой стороны должны
вращаться по часовой, а правой — против часовой стрелки, если
смотреть на пеносниматели со стороны их приводов. Изменить на-
правления вращения валов электродвигателей, если в этом возни-
кает необходимость, можно их перефазировкой.
Пробный пуск флотационной машины осуществляют после ее
заполнения водой при отсутствии течи в камерах. При наличии
течи воду спускают и имеющиеся щели обваривают электросвар-
кой. При пробном пуске проверяют правильность собранной элек-
трической схемы для работы в режиме местного, дистанционного
и автоматического управления. После пробного пуска флотацион-
ной машины ее проверяют в течение 4 ч непрерывной работы.
При такой проверке камеры заполняют водой или пульпой
полностью (до перелива через шиберные устройства). Контроли-
руют температуру нагрева подшипников, аэраторов и пеноснима-
телей. Она не должна превышать температуру окружающей среды
более чем на 40 °C. После первого этапа проверки при необходи-
мости подтягивают болтовые соединения, регулируют установку
подшипников, устраняют другие обнаруженные дефекты. Затем
проверяют работу машины еще в течение четырех часов. Если
187
после первого этапа проверки никаких неисправностей обнаруже-
но не было, то проверку не повторяют.
От правильного и квалифицированного обслуживания флота-
ционных машин зависят качественно-количественные показатели
их работы и фабрики в целом.
Как отмечалось выше, флотация угольной мелочи — сложный
процесс вследствие большого числа влияющих на него факторов.
Так как характеристика шламов, конструкция флотационных ма
шин, флотационные реагенты и схемы флотации на разных фаб-
риках различны, на каждой из них составляют режимную карту
и технологическую инструкцию по эксплуатации применительно к
местным условиям.
Общими правилами эксплуатации флотационных установок яв-
ляются следующие. Пуску флотационных машин должны пред-
шествовать осмотр камер и проверка состояния лопастей пеного-
на, футеровки, натяжения клиновидных ремней, состояния реагент-
ных питателей, наличия запаса флотационных реагентов. Убедив-
шись в отсутствии людей на пускаемых механизмах, можно про-
изводить пуск флотационных машин и вспомогательного оборудо-
вания, а затем подавать пульпу.
Остановку флотационных машин осуществляют так: прекра-
щают подачу пульпы и флотационных реагентов, флотируют в те-
чение 5—10 мин оставшийся в машине шлам, отключают элек-
тродвигатели импеллеров и пеносъема, спускают содержимое (ес-
ли машину готовят к ремонту или осмотру).
Режим работы флотационных машин зависит от характеристи-
ки питания: содержания твердого в пульпе, содержания тонких
шламов и их зольности.
Содержание твердого в пульпе влияет на производительность
флотационных машин и показатели их работы. Уменьшение кон-
центрации твердого в питании при постоянной подаче питания при-
водит к снижению производительности флотомашины и увеличе-
нию извлечения твердого в концентрат. При этом из-за повышен-
ного расхода собирателя часто увеличивается зольность концен-
трата, т. е. при изменении концентрации твердого в питании необ-
ходима соответствующая регулировка расхода реагентов. Попыт-
ка стабилизировать производительность машины по твердому уве-
личением подачи пульпы может расстроить процесс, так
как нарушается гидроаэродинамический режим работы флото-
машины. Увеличение подачи питания, даже в допустимых преде-
лах, потребует корректировки реагентного режима (расхода пено-
образователя) .
Повышенное содержание в питании тонких высокозольных ча-
стиц приводит к снижению производительности флотомашин и се-
лективности процесса разделения. Зольность питания влияет на
зольность и выход продуктов обогащения. Как правило, при по-
вышении зольности питания зольность концентрата повышается, а
его выход уменьшается. Для улучшения показателей флотации
188
высокозольного шлама производительность флотомашин обычно
уменьшают.
Во время работы флотационных машин необходимо контроли-
ровать равномерность подачи пульпы и соблюдение реагентного
режима. При увеличенной подаче питания ухудшается качество
флотационного концентрата. При этом минерализованная пена ис-
чезает из первых камер и появляется в последующих в объемах,
больше требуемых, т. е процесс как бы перемещается к концевым
камерам. При обнаружении такого распределения пены необходи-
мо уменьшить подачу питания или несколько увеличить расход
реагентов.
При недогрузе флотационных машин ухудшается качество кон-
центрата, так как при этом аэрационная характеристика машины
и реагентный режим остаются, как правило, без изменения. В этом
случае число воздушных пузырьков и флотационных реагентов на
1 т обогащаемого шлама увеличивается и в пенный продукт вы-
носятся более зольные частицы. Несколько улучшить качество
флотационного концентрата можно уменьшением расхода реаген-
тов. Однако при этом могут возрасти потери шламов с отходами
флотации.
Следует помнить, что частое изменение расхода реагентов мо-
жет привести к нарушению процесса флотации. К изменению
установленного режима следует прибегать лишь в крайних случа-
ях. К таким случаям можно отнести резкое увеличение выхода
плохо минерализованной пены, содержащей большое число отно-
сительно крупных пузырьков воздуха. Причина этого явления —
повышенный расход вспенивателя или попадание смазочных масел
в машину. При появлении плохо минерализованной пены не толь-
ко ухудшаются качественно-количественные показатели работы
флотационной машины, но и нарушаются процессы пеногашения,
транспортирования пены, ухудшаются технологические показатели
фильтрования.
Устранить плохо минерализованную пену можно с помощью
резкого уменьшения подачи вспенивателя, временного прекраще-
ния его подачи или сокращения съема пенного продукта после по-
нижения уровня пульпы в машине. После исчезновения обильной
пены в камерах флотационной машины следует восстановить оп-
тимальный реагентный режим.
Нормальный ход технологического процесса характеризуется
выделением хорошо минерализованной пены, выход которой
уменьшается от первых камер к последней. Цвет пульпы под пен-
ным слоем изменяется от черного в первых камерах до желтова-
того в последних.
Контроль технологического процесса флотации включает опре-
деление параметров исходной пульпы (концентрация твердого,
расход), гранулометрического состава исходного шлама, расхода
и схемы подачи реагентов, степени аэрированности пульпы, каче-
ственно-количественных показателей обогащения.
189
При определении производительности с помощью мерного бака измеряют
время заполнения определенной емкости пульпой:
GT = 3,6CV/t,
где GT— производительность машины по твердому, т/ч; С — концентрация твер-
дого в исходной пульпе, кг/м3; V — вместимость бака, м3; t — время заполне-
ния бака, с.
Этим же методом можно определить производительность флотомашины по
отходам флотаций GOTx (м3/ч):
GOTX = 100.3,6CK/(<7OTX).
где Уотх — выход отходов флотации, %, вычисленный по балансовому урав-
нению
7отх =	1к’
К = 100 (Ad0TX - AVx)/(4rf0TX - AJK).
где ук — выход концентрата, %; AdOTX, Айисх, Алк — зольность, соответственно,
отходов, исходного шлама и концентрата, %.
Чаще на фабриках применяют более точный метод покамерного опробова-
ния. Он заключается в отборе проб флотационного концентрата в каждой ка-
мере.
Производительность по концентрату GK (т/ч) одной камеры флотомашины
определяют по формуле
GK = 0,0&gnal(m к),
где g—масса сухой пробы, снятой из данной камеры, кг, п—частота вращения
пеноснимателя, мин-1; т — число съемов (скребков) при каждом отборе, к —
число отборов; а — число сторон камеры, по которым производится съем кон-
центрата.
Для определения производительности флотомашины G (т/ч) необходимо
произвести такое опробование по всем N камерам-
N
с = z Gk!1k-
1
На многих фабриках производительность машин определяют непрерывным
измерением расхода исходной пульпы с помощью расходомеров или трубы
Вентури.
Производительность флотационных машнн может быть косвенно определе-
на по производительности вакуум-фильтров, ленточных конвейеров для флота-
ционного концентрата, а также по времени заполнения бункеров известного
объема осадком вакуум-фильтров.
Расход воздуха через сечение флотационной камеры измеряют с помощью
цилиндра, предварительно заполненного водой. Закрыв горловину и опрокинув
его вверх дном, цилиндр опускают в камеру на некоторую глубину ниже уров-
ня пульпы. Затем горловину открывают и в цилиндр начинает поступать воздух,
вытесняя из него воду. Отмечая верхний и нижний уровень воды в цилинпре
и время, за которое уровень воды опустился из верхнего положения в нижнее,
определяют объем воздуха, проходящего в единицу времени через единицу
площади сечения флотационной камеры.
Объем воздуха V (м3), поступающего в цилиндр с площадью поперечного
сечения S (м2) за время t (с), определяют по формуле
V = qSt,
где q— удельный расход воздуха, м3/(с-м2).
Объем воздуха в цилиндре можно определить также из выражения
V = S(h2—hl),
где Л, и h2 — нижний и верхний уровни воды в цилиндре, м.
Приравнивая оба выражения, получаем:
? = (Л2 —Л|)/Л
190
Такие измерения производят в различных точках поверхности пульпы,
после чего определяют среднее значение величины q.
Более точным является метод непосредственного измерения объема возду-
ха, засасываемого в машину импеллерами. Для этого используют стандартные
приборы (трубки Пито, прибор с дроссельной шайбой, анемометры и др.), ко-
торые устанавливают на центральной трубе или пустотелом валу импеллера
Одним из главных факторов, определяющих показатели фло-
тации, является уровень пульпы в камерах, легко регулируемый
шиберными устройствами. При низком уровне пульпы в камерах
и неполном съеме пенного продукта возрастает внутрикамерная
циркулирующая нагрузка, уменьшается время флотации и, как
следствие, ухудшается качество флотационных отходов. Внешне
это проявляется увеличением выхода пенного продукта в послед-
них камерах и даже появлением пены во флотационных отходах.
При слишком высоком уровне пульпы она вместе с пенным про-
дуктом переливается в желоб, повышая зольность флотационного
концентрата.
Нормальный уровень пульпы в камерах флотационных машин,
особенно первых, характеризуется наличием небольшого слабоми-
нерализованного слоя пены, так называемого «подпенка», кото-
рый остается в камере после съема основной массы хорошо мине-
рализованной пены. Высота слоя «подпенка» не должна быть
меньше 10—12 мм.
Особенно важно отрегулировать уровень пульпы в камерах пер-
вой секции флотомашины, так как в них образуется примерно
75 % всего флотационного концентрата. Необходимо добиваться
максимального выхода пенного продукта в первых камерах ма-
шины, не допуская при этом захвата скребками пекогона несфло-
тированного шлама.
Нормальный технологический режим флотации может быть на-
рушен вследствие механических неполадок. Процесс ценообразо-
вания в камерах прекращается обычно в результате: ослабления
приводных ремней и, следовательно, снижения частоты вращения
импеллера-, увеличения зазора между импеллером и статором при
чрезмерном износе импеллера; забивки шламом воздушного пат-
рубка или камеры. Эти неисправности следует немедленно устра-
нить. Зазор между лопатками импеллера и статором должен быть
равен 6—8 мм и не превышать 10 мм. Шиберы для регулирования
уровня пульпы в камерах должны плотно сидеть в пазах, но легко
перемещаться. Приводные ремни вала импеллера должны всегда
быть в полном комплекте и туго натянуты.
Особое внимание при эксплуатации флотомашин следует обра-
щать на состояние пеногона. Комплект скребков всегда должен
быть полным, так как при отсутствии скребков возрастают потери
угля с отходами и снижается производительность флотационной
машины.
Питатели реагентов. Питатели реагентов предназначе-
ны для равномерной подачи реагентов при флотации угольных
шламов. В практике углеобогащения применялись питатели раз-
191
Подача реагентов
из бака
Рис. 5.29. Автоматиче-
ский дозатор реагентов
АДРМ:
/ — электродвигатель; 2 —
тахогенератор; 3 — редук-
тор; 4 — муфта; 5 — фла-
жок; 6 — головка; 7 — ло-
ток; 8 — воронка; 9 — по-
плавковый регулятор уров-
ня; 10 — ванна; // — бес-
контактный конечный вы-
ключатель
личных типов: стаканчиковые, скиповые, шкивные (дисковые).
В последние годы широко распространены питатели типа АДРМ.
Автоматический дозатор реагентов АДРМ (рис. 5.29) состоит
из дозирующего устройства, блока управления и ферродинамиче-
ского задатчика. При вращении головки 6 закрепленные на ней
лотки 7 погружаются в ванну и заполняются реагентом. При подъ-
еме реагент через отверстия поступает в канал, а оттуда — в во-
ронку 8.
Преимущество этого питателя — возможность учета расхода
реагента за любой отрезок времени. Производительность питате-
ля зависит от частоты вращения головки (1,33 и 2,66 мин1) и
вместимости лотков.
Блок управления дозатора позволяет использовать его как в
автоматическом режиме работы, так и при дистанционном управ-
лении. Ферродинамический задатчик устанавливает требуемый
расход реагента.
Техническая характеристика питателя реагентов АДРМ
Диапазон регулирования производительности, л/ч	0—880
Потребляемая мощность, Вт .	40
Габариты (длинаХширинаХвысота), мм:
дозатора ...	.... 450X450x500
блока управления	.... 200X160X500
задатчика .	.................... 100X100X271
Масса, кг:
дозатора ...	................... 36
блока управления	.	.	.	.	8,2
задатчика .	1,4
Обслуживание питателей реагентов заключается в наблюдении
за равномерной подачей реагентов в количествах, заданных техно-
логической инструкцией или режимной картой.
При применении реагентов, из которых выделяется твердый
осадок, необходимо периодически очищать бачки, так как в про-
тивном случае возможно нарушение дозировки реагентов. Обслу-
живание питателей реагентов требует строгого и безусловного вы-
полнения правил техники безопасности. Питатели реагентов на-
192
дежны в работе и их полом-
ка— довольно редкое явление.
Однако необходимо система-
тически следить за их состоя-
нием.
В последние годы флотаци-
онные установки все чаще
оснащаются автоматически-
ми системами регулиро-
вания в качестве питате-
лей применяются дозаторы ти-
па АДРМ или игольчатые.
Аппараты для подго-
товки пульпы. Для пере-
мешивания пульпы, необходи-
мого контактирования ее с ре-
агентами и распределения под-
готовленной пульпы по флото-
машинам применяют аппараты
Рис. 5.30. Аппарат кондиционирования
пульпы АКП-1600
подготовки пульпы «Каскад» и
АКП-1600. Выпускаемый серийно аппарат кондиционирования
пульпы АКП-1600 (рис. 5.30) состоит из следующих основных уз-
лов: кольцевых желобов-смесителей 6 и 7 с гидрозатворами /3,
устройства для приготовления аэрозоля реагентов с подающим
патрубком 9, системы желобов-распределителей 3, колонны 1,
пульподелителя с затворами /2 клапанного типа. Колонна закры-
та крышкой 2 со смотровым люком 3. Устройство для приготовле-
ния аэрозоля реагентов состоит из дискового распылителя 4 с се-
парационным устройством, обеспечивающим образование горизон-
тального веера тонкодисперсного аэрозоля. Проходящие через
этот веер струи пульпы, образующиеся в щелях радиальных же-
лобов-распределителей, равномерно насыщаются реагентами.
Гидрозатвор 13 создает условия для поддержания в аппарате
атмосферного давления впуском или выпуском из него воздуха.
При выпуске воздуха гидрозатвор улавливает частицы аэрозоля,
предотвращая попадание его в рабочее помещение фабрики.
Поток пульпы подводится к аппарату тангенциально по трубо-
проводу 5. Струи пульпы, насыщенные аэрозолем реагентов, уда-
ряясь о зонт 11 и лопасти 10, установленные в нижней части ап-
парата, дополнительно перемешиваются, и окончательно подготов-
ленная пульпа через затворы поступает во флотационные машины.
Техническая характеристика аппаратов подготовки пульпы
Аппарат подготовки пульпы .
Производительность, м3/ч .
Число сливных патрубков .
Устройство для получения аэрозоля
Частота вращения, мин-1:
ротора вентилятора .
диска распылителя...................
Мощность электродвигателя, кВт
13 Зак. 961
«Каскад»
800
8
Вентилятор
специальный
2880
4,5
АКП 1600
1600
4; 6; 8
Дисковый рас-
пылитель
2910
5,5
193
Габариты, мм:
длина .
ширина
высота
Масса, кг
2395
2130
2330
4189
3200
3200
3040
7300
Перед пуском аппарата подготовки пульпы в работу необхо-
димо проверить состояние оросителя в корпусе колонны, открыв
для этого соответствующий люк. Забитые отверстия оросителя
нужно очистить. Следует проверить также работу гидравлическо-
го клапана. При его нормальной работе вода в небольших коли-
чествах стекает по наружной трубе в распределить пульпы и через
переливную трубу в клапане — внутрь колонны.
Гидрозатвор устанавливают с помощью специального винта и
гайки, чтобы во время работы аппарата в колонне сохранялся
требуемый объем воздуха (подсасывался из атмосферы или уда-
лялся через клапан). После этого все люки плотно закрывают.
Перед подачей в аппарат питания открывают необходимое чис-
ло поворотных заслонок и запорных клапанов распределителя
пульпы, проверяют состояние дозатора реагентов и закрывают все
спускные краны.
После открытия кранов на гидравлическом клапане и оросите-
ле подают пульпу, включают электродвигатель аппарата приго-
товления аэрозоля и регулируют подачу реагентов.
Расход реагентов проверяют по уровню в камерах и в щелях
специально отградуированных пластинок. Ширину щели выбира-
ют в зависимости от вязкости реагента и его расхода. Расход реа-
гента контролируют с помощью мерных емкостей.
Подачу питания на флотационные машины изменяют поворо-
том заслонок, которые фиксируются в нужном положении с по-
мощью вырезов на их крышках и стрелок на корпусе распредели-
теля, указывающих степень перекрытия переливного порога.
При эксплуатации аппарата подготовки пульпы необходимо
не реже одного раза в неделю очищать верхнюю решетку и не
реже одного раза в две недели — нижнюю решетку. Решетки очи-
щают через специальные люки при остановке аппарата. Не реже
одного раза в неделю осматривают и при необходимости очищают
полости аппарата приготовления аэрозоля. Систему подачи воды
оросителем и гидравлическим клапаном необходимо проверять
ежедневно.
Ремонт аппарата для подготовки пульпы обычно сводится к
замене изношенных узлов и деталей. Для замены футеровочного
цилиндра необходимо снять крышку смесителя, а при замене ре-
шеток— крышку на колонне. Футеровочный лист из пульподели-
теля вынимают с помощью имеющихся на нем специальных ушек.
Новый лист укладывают между четырьмя упорами на дне распре-
делителя пульпы.
Ротор или диск аппарата приготовления аэрозоля заменяют
через полгода. Для этого предварительно снимают двигатель
вместе с крышкой и ротором или диском, затем вывинчивают болт,
194
удерживающий ротор на валу двигателя.
В открывшееся отверстие на торцевой шайбе следует выложить
шарики подшипника и с помощью съемника снять ротор с вала
электродвигателя.
Ремонтировать работающий аппарат запрещается. Перед про-
ведением ремонта внутренние полости колонны и аппарата при-
готовления аэрозоля должны быть тщательно промыты. При на-
личии аэрозоля на внутренних полостях аппарата работы, связан-
ные с электросваркой или газосваркой, запрещаются.
5.5.	Наладка и эксплуатация оборудования
фильтровального отделения
Вакуум-фильтры. На углеобогатительных фабриках для
обезвоживания флотационного концентрата чаще всего применяют
дисковые вакуум-фильтры, в которых используется метод фильтро-
вания суспензии через пористую перегородку. Процесс фильтро-
вания заключается в образовании осадка твердых частиц на филь-
трующей перегородке и удалении жидкой фазы через слой осадка
и перегородку. Жидкая фаза протекает через образующийся оса-
док и перегородку под действием разности давлений, создаваемых
по обеим сторонам перегородки. В вакуум-фильтрах эту разность
давлений создают благодаря подводу вакуума (разрежения) с од-
ной стороны пористой перегородки, при этом с другой стороны
перегородки возникает давление, равное значению вакуума.
В вакуум-фильтрах процесс фильтрования состоит из трех ста-
дий: собственно фильтрования с образованием на перфорирован-
ной перегородке осадка, отжима или уплотнения осадка и про-
сушки осадка,, в которой движущийся через осадок воздух удаля-
ет оставшуюся в крупных порах воду. Физическая сущность ста-
дий обезвоживания фильтрованием различна.
В начале процесса фильтрования фильтруемая пульпа с части-
цами, меньшими размера отверстий фильтровальной перегородки,
проходит через ее отверстия. Частицы крупнее отверстий фильтро-
вальной перегородки задерживаются на пей. С этого момента на
фильтровальной перегородке начинается образование осадка. По
мере увеличения его толщины в его порах задерживаются более
тонкие частицы, размер которых меньше размера отверстий филь-
тровальной перегородки. С этого момента роль фильтровальной
перегородки играет сам осадок. Число тонких частиц, поступаю-
щих в фильтрат, резко уменьшается и осадок начинает увеличи-
вать сопротивление протекающему через него фильтрату.
С учетом условий ламинарного движения фильтрата через
осадок уравнение процесса фильтрования может быть представле-
но в следующем виде:
w — dlZ (Sd/) = d V'/At = Др (p/?),
где w-—скорость фильтрования, м/с; V — объем фильтрата, м3;
5 — площадь поверхности фильтрования, м2; t — продолжитель-
13*	195
ность фильтрования, с; V' — удельный объем фильтрата (на еди-
ницу площади поверхности фильтрования), м3/м2; Др— перепад
давлений, Па; р — вязкость фильтрата, Па-с; R— сопротивление
фильтрующей перегородки и осадка течению фильтрата, м Так
как сопротивление фильтровальной ткани значительно меньше со-
противления осадка, то им в расчетах пренебрегают.
С увеличением массы осадка на фильтровальной перегородке
сопротивление его возрастает, следовательно,
где Roc — сопротивление осадка, м_|; г —среднее удельное массо-
вое сопротивление осадка, м/кг; gc— масса осадка, отлагающегося
на фильтровальной перегородке, при получении единицы объема
фильтрата, кг/м3.
Заменив R в уравнении процесса фильтрования на Roc, полу-
чим
d V'd t = A p (prgT У')-
После интегрирования дифференциального уравнения фильтро-
вания при постоянной разности давлений, с учетом общей поверх-
ности фильтрования и зоны фильтрования, получают формулу для
расчета производительности G (т/ч) дискового вакуум-фильтра:
G = 3,6 к S /2Др£т7црф/([хг) ,
где к—коэффициент отдувки осадка, равный 0,8—0,9; л —частота
вращения дисков фильтра, с *; срф— размер (относительный) зовы
фильтрования, доли ед.
Для удобства расчетов величину gT можно выразить через кон-
центрацию твердого С (кг/м3) в фильтруемой суспензии и плот-
ность осадка рос (кг/м3):
ёт== Срос (рос G).
Показатели фильтрования на дисковых вакуум-фильтрах зави-
сят от конструктивных параметров фильтра, определяющих
время фильтрования и просушки осадка, режима фильтрова-
ния, характеризуемого значением вакуума Др, показателей исход-
ной суспензии, вязкости фильтрата ц, сопротивления осадка г,
т. е. его гранулометрического состава и концентрации твердого в
фильтруемой суспензии С.
Конструктивные параметры фильтра, а именно размеры зон
фильтрования <рф и просушки <рс, определяют в период проектиро-
вания фильтра и в дальнейшем не изменяют. Обычно принимают
<РФ = 904-120°; фс= 1504-190°. Размер зоны отдувки <рпг — 304-40°.
Частоту вращения п дисков регулируют в соответствии с теорети-
ческой зависимостью: чем она больше, тем больше производитель-
ность вакуум-фильтра. Однако из практического опыта известно,
что, начиная с некоторого значения п, интенсивность увеличения
производительности снижается, затем достигает своего максимума,
а в дальнейшем даже понижается. Это объясняется тем, что по
196
мере увеличения частоты вращения дисков толщина осадка умень-
шается, условия отделения его от сектора ухудшаются и коэффи-
циент отдувки уменьшается. Кроме того, при большой частоте
вращения диска часть образовавшегося осадка смывается в ванне
фильтра, поэтому обычно п^2,5 мин-1.
Перепад давлений по обеим сторонам фильтровальной перего-
родки влияет как на производительность вакуум-фильтра, так и
на влажность осадка. Изменять разрежение можно в определен-
ных пределах, так как невозможно создать разрежение, большее по
абсолютному значению атмосферного давления. Современные ва-
куум-насосы с учетом прососов воздуха через осадок создают ва-
куум, равный 65-80% от номинального. Не следует допускать
дополнительные потери в результате прососов в коммуникациях,
на соединениях трубопроводов и в запорной арматуре.
Наибольшее влияние на показатели фильтрования оказывают
параметры исходной суспензии. Чем больше вязкость жидкой
фазы, тем ниже производительность вакуум-фильтра, причем зави-
симость эта обратно пропорциональна корню квадратному из зна-
чения вязкости. Вязкость фильтрата оказывает влияние не только,
на производительность фильтра, но и на влажность осадка. При-
чем если производительность фильтра можно регулировать раз-
личными способами, то влажность осадка, его крупность и веще-
ственный состав твердого зависят главным образом от вязкости
жидкой фазы и особенно от подвижности воды, скопившейся в по-
рах осадка, при прохождении через них воздуха (в зоне просуш-
ки) .
Концентрация твердого оказывает двоякое влияние на произ-
водительность вакуум-фильтра: прямое, при котором масса осадка
на фильтре пропорциональна концентрации в нем твердого (при
получении одинакового объема фильтрата), и косвенное, которое
выражается в снижении сопротивления осадка при увеличении
концентрации твердого в суспензии. Это объясняется тем, что при
фильтровании густых пульп образующийся осадок более одноро-
ден по структуре (частицы укрупняются в результате естествен-
ной коагуляции).
Удельное сопротивление осадка и, следовательно, производи-
тельность вакуум-фильтров в наибольшей степени зависят от
гранулометрического и вещественного состава твердого. Чем боль-
ше в пульпе частиц мельче 0,06 мм, тем более плотные, малопро-
ницаемые осадки получают при фильтровании. При отсутствии та-
ких частиц в суспензии показатели фильтрования также ухудша-
ются, поскольку в этом случае в ванне фильтра происходит более
интенсивное расслоение материала по крупности, а это приводит
к образованию неоднородных по составу осадков. Такие суспензии
необходимо сгущать. Установлено, что лучшие показатели филь-
трования получаются при содержании в пульпе зерен мельче
0,06 мм в пределах 20—40%, что характерно для флотационных
концентратов коксующихся углей марок К, Ж, ОС. Во флотацион-
ных концентратах газовых углей содержание этих частиц увеличи-
197
вается до 50—60 %. Производительность вакуум-фильтров при
этом снижается в 2—3 раза.
Для большинства флотационных концентратов коксующихся
углей удельное сопротивление осадков равно (10—40)-109 м/кг,
а для необогащенных шламов (300—400) • 10® м/кг.
В зависимости от содержания в осадке зерен класса —0,06 мм
₽о,об (%). при их зольности не более 25 % удельное сопротивление
осадка (м/кг) может быть определено по эмпирической формуле
г = (1,7+О,75₽о>оо) 10».
Пример. Определить показатели фильтрования флотационного концен-
трата с С=300 кг/м3, рт = 1400 кг/м3, ро,сб=35 % и ц=0,00115 Па-с на вакуум-
фильтре «Украина-80» с площадью фильтрующей поверхности S=80 м2, если из-
вестно, что л='0,011 с-1, <рф=0,24, А р=66,5 кПа.
Удельное сопротивление осадка
г = (1,7+ 0,75-35) 108 = 2810° м/кг.
Масса осадка, отлагающегося на фильтровальной перегородке, при полу-
чении единицы объема фильтрата,
300-1400
gT — ‘-----------= 382 кг/м2.
s 1400 — 300	1
Производительность вакуум-фильтра при к = 0,8
G —36 0 8 80 1/2’66500’382’0'011’°'24 —
V 0,00115-28-10°
Иногда достаточно ориентировочно определять производитель-
ность вакуум-фильтров по их удельной производительности:
G= qS,
где q — удельная производительность вакуум-фильтра, т/(м2-ч).
Удельная производительность вакуум-фильтров при обезвожи-
вании флотационных концентратов коксующихся углей, содержа-
щих 17—46 % зерен класса —0,06 мм зольностью 12—24 %, со-
ставляет 0,015—0,4 т/(м2-ч). При фильтровании флотационного
концентрата газовых углей, содержащих 40—60 % зерен класса
—0,06 мм зольностью 16—25 % > удельная производительность ва-
куум-фильтров 9 = 0,14-0,15 т/(м2-ч).
При фильтровании антрацитовых обогащенных и необогащен-
ных шламов удельная производительность вакуум-фильтров зави-
сит от концентрации твердого в суспензии и содержания в твер-
дом зерен мельче 0,06 мм.
Содержание в питании класса —0,06 мм,
%........................................ 18	35	55
Удельная производительность, т/(м2-ч),
при содержании твердого в суспензии:
250 кг/м3 ............................. 0,18	0,15	0,1
320 кг/м3 ............................. 0,25	0,2	0,15
450 кг/м3 ............................. 0,3	0,25	0,2
На углеобогатительных фабриках наибольшее распространение
получили дисковые вакуум-фильтры ДУ80-2,7/8 «Украина-80» и
198
Рис. 5.31. Вакуум-фильтр ДУ80-2.7/8 «Укранна-80»
Д140-3.5У «Горняк». Рекомендован к серийному производству ва-
куум-фильтр ДУ250-3.75 «Сибирь».
Вакуум-фильтр ДУ80-2.7/8 «Украина-80» (рис. 5.31) состоит из
ячейкового вала 3 с фильтрующими дисками 4, частично погру-
женными в ванну 7. Вал опирается на разъемные подшипники
скольжения 1. Фильтрующие диски состоят из отдельных секто-
ров 12, закрепляемых на валу шпильками 14 с бугелями 13.
С обоих торцов к валу примыкают распределительные головки
5 с патрубками 15, 16 и 11 для подвода вакуума соответственно к
зонам фильтрования и просушки сжатого воздуха отдувки
осадка.
Все основные узлы фильтра смонтированы на общей раме 6,
на которой закреплены также подставки 19 подшипников /, ре-
дуктор 18 и электродвигатель 17 привода вакуум-фильтра.
Фильтр снабжен системой мгновенной отдувки обезвоженного
осадка, которая состоит из двух воздухосборников 25, воздухорас-
пределителей 23 и клапанов 24. Для более полного съема осадка
предусмотрены ножи 2.
Суспензию из ванны фильтра выпускают через отверстия 9,
пробки 10 которых закреплены на рычажной системе 8. Для про-
мывки фильтроткани предусмотрена система, состоящая из кол-
199

лектора 20 и перфорированных трубок 21. Фильтр оснащен полу-
автоматической системой см.азки 22 трущихся поверхностей.
Вал фильтра полый, он состоит из четырех секций: двух кон-
цевых и двух промежуточных, которые соединяются между собой
болтами. Между наружной и внутренней стенками вала имеются
12 каналов — по числу секторов в каждом диске. Диски на валу
расположены таким образом, что полость каждого сектора сооб-
щается с одним из каналов вала. Каналы выходят на торцевые
поверхности вала, к которым примыкают распределительные го-
ловки. Вал фильтра разделен сплошной перегородкой, предотвра-
щающей переток воздуха от одной распределительной головки к
другой, что способствует повышению эффективности фильтрова-
ния, просушки и отдувки осадка.
Секторы дисков (рис. 5.32) металлические, коробчатой формы,
образованные обечайкой 1 и перфорированными стенками 2.
В нижней части сектора имеется горловина 3 со штуцером 4, с
помощью которого сектор сообщается с каналом вала. На обечай-
ку сектора надевают полихлорвиниловый вкладыш 5 с фигурным
200
поперечным сечением для крепления фильтровальной ткани 6 с
помощью резинового шнура 7. Перфорированные стенки сектора
для повышения коррозионной стойкости изготавливают из оцин-
кованного листового железа. Живое сечение ткани 40 % .
Правая и левая распределительные головки имеют одинаковую
конструкцию. Они предназначены для последовательного соедине-
ния зон фильтрования, просушки и отдувки осадка с системами
отвода фильтрата и подвода сжатого воздуха. Распределительная
головка вакуум-фильтра «Украина-80», обеспечивающая раздель-
ный отвод фильтрата из зон фильтрования и просушки, представ-
ляет собой литую деталь с тремя камерами: отвода фильтрата из
зоны фильтрования, отвода фильтрата и воздуха из зоны просуш-
ки; сжатого воздуха. К внутренней стенке распределительной го-
ловки болтами крепят распределительную шайбу с отверстиями,
от размера которых зависят размеры зон фильтрования, просуш-
ки осадка и его отдувки. Распределительной шайбой создают не-
обходимое уплотнение в местах контакта с ячейковым валом. Это-
му способствует также закрепление с помощью винтов на торцах
ячейкового вала ячейковых шайб с отверстиями, точно совпадаю-
щими с отверстиями каналов вала. Для создания необходимого
уплотнения по площади контакта распределительных и ячейковых
шайб их поверхности предварительно шлифуют, а затем прижима-
ют друг к другу с помощью специальных шпилек и резиновых виб-
роизоляторов.
Ячейковый вал вращается от электропривода ПМУ8М-2С с дви-
гателем постоянного тока, позволяющим плавно менять частоту
вращения. При вращении вала его каналы последовательно совме-
щаются с соответствующими камерами распределительной голов-
ки, поэтому за .один оборот вала секторы, соединенные с его кана-
лами, последовательно проходят через все зоны вакуум-фильтра,
В зоне фильтрования / (рис. 5.33) секторы дисков погружены
в ванну с пульпой. Под действием разрежения фильтрат отсасы-
вается во внутреннюю полость секторов, а твердые частицы задер-
живаются на фильтровальной перегородке, образуя нарастающий
по толщине осадок. Мертвая зона II разделяет зоны фильтрова-
ния и просушки, что позволяет поддерживать в них различное
разрежение. В зоне просушки III секторы дисков выходят из ван-
ны, фильтрат из них интенсивно сливается в каналы вала. Под
действием перепада давлений через осадок просасывается атмо-
сферный воздух, вытесняя из пор оставшуюся влагу. В мертвой
зоне IV прекращается отсос воздуха. Она необходима для разде-
ления зон просушки и отдувки осадка и предотвращения перетока
воздуха из зоны отдувки в зону просушки осадка. В зоне отдувки
V через каналы вала сектора соединяются с воздухопроводом
сжатого воздуха и происходит отдувка осадка. Назначение мерт-
вой зоны VI такое же, как зоны IV.
В вакуум-фильтре «Украина-80» применена мгновенная отдув-
ка осадка (рис. 5.34). Мембранный клапан устанавливают непос-
редственно на воздухосборниках вместимостью 0,7 м3, располо-
201
Рис 5.33. Зоны распределительной
головки вакуум-фильтра «Украина-
80»
женных с обеих сторон фильтра. Сжатый воздух от воздуходувки
поступает в зону отдувки распределительной головки через возду-
хосборник 7 и клапан 6. Клапан жестко соединен с эластичной
диафрагмой 5, которая прогибается под действием сжатого воз-
духа, поступающего из воздухораспределителя 4. Воздухораспре-
делитель состоит из металлического цилиндра 9 с тремя отверсти-
ями Л, £ и В и штока 3 с клапанами 10, которые периодически
перекрывают отверстия А, Б и В.
На валу фильтра установлен диск 1 с 12 пластинками 2 (по
числу секторов в фильтрующих дисках). Когда сектор подходит к
зоне отдувки, пластинка 2 отжимает шток 3 воздухораспределите-
ля, в результате чего закрывается отверстие Б и открываются от-
верстия А и В. Сжатый воздух, поступая в корпус клапана, от-
жимает мембрану вниз, при этом клапан 6 открывает отверстие,
через которое сжатый воздух из воздухосборника подается на от-
дувку обезвоженного осадка. Как только пластинка 2 прошла
дальше, шток воздухораспределителя под действием пружины 8
возвращается в исходное положение. Отверстие В закрывается, и
открывается отверстие Б. При этом диафрагма 5 возвращается в
исходное положение, перекрывая клапаном 6 доступ сжатого воз-
духа в распределительную головку. Отдувка осадка прекращается.
Ванна фильтра металлическая, корытного типа, без мешалок.
Со стороны разгрузки осадка имеется коллектор для подвода пи-
тания, а с обратной стороны — желоб для отвода переливов.
202
В отличие от вакуум-фильтра «Украина-80» у вакуум-фильтра
«Горняк» почти в 2 раза большая площадь фильтрования при при-
мерно одинаковой занимаемой производственной площади. Он ос-
нащен секционной ванной, т. е. каждый диск имеет свою ванну.
Питание подводится в начало зоны фильтрования, что предотвра-
щает расслоение пульпы в ванне по крупности и плотности твер-
дых частиц. С целью сохранения такой же, как в фильтре «Украи-
на-80», массы секторов, при большем диаметре дисков, число их
в диске увеличено до 18. Некоторый наклон секторов в сторону
вращения дисков позволил исключить мертвую зону между зона-
ми фильтрования и просушки и интенсифицировать сток фильтра-
та из сектора при его выходе из ванны фильтра. Кроме того, с по-
мощью наклона секторов удалось увеличить зону просушки осад-
ка на 50%, что позволяет получать менее влажные осадки. Для
того чтобы уменьшение зоны фильтрования не отражалось на про-
изводительности фильтра, частоту вращения дисков увеличили в
1,5 раза.
Диски вакуум-фильтров снабжены резиновыми лопастями для
взмучивания осевшего в секциях ванны осадка.
В фильтрах предусмотрена импульсная отдувка осадка продол-
жительностью 0,2 с. Такая кратковременная отдувка способствует
более полному отделению осадка, при этом вероятность выдува-
ния фильтрата в осадок фильтрата (из проточной части фильтра)
уменьшается.
Удельный объем секционной ванны (на 1 м2 площади поверх-
ности фильтрования) в вакуум фильтре «Горняк» в 3,5 раза мень-
ше, чем в вакуум-фильтре «Украина-80». Во столько же раз боль-
ше в его ванне скорость замещения суспензии, в результате чего
резко ухудшается ее расслоение и создаются условия для полу-
чения на секторах однородного осадка, что способствует возраста-
нию удельной производительности.
Благодаря отмеченным особенностям вакуумфильтра «Горняк»
при замене им вакуум-фильтра «Украина-80» удалось:
повысить в 2 раза производительность по осадку,
снизить на 1,5—2 % влажность осадка;
сократить в 2 раза расход сжатого воздуха на отдувку осадка;
уменьшить энергоемкость на 1 м2 поверхности фильтрования
с 3,65 до 2,85 кВт.
Вакуум-фильтр ДУ250-3.75 «Сибирь» по конструкции аналоги-
чен вакуум-фильтру «Украина-80». У него общая ванна, такая же
система отдувки, но габариты его значительно больше, что позво-
лило в 3 раза увеличить площадь фильтрования и довести ее до
250 м2. Отличительными особенностями этого фильтра являются;
лопастная мешалка, расположенная в нижней части ванны и обес-
печивающая перемешивание суспензии и однородность осадка по
всей площади сектора, и то, что горловина каждого сектора снаб-
жена расширителем, улавливающим брызги фильтрата при отдув-
ке осадка и способствующим снижению его влажности.
203
Благодаря этим отличительным особенностям у вакуум-филь-
тра «Сибирь» по сравнению с вакуум-фильтром «Украина-80» в
3 раза выше производительность и на 1,5—2 % меньше влажность
получаемого осадка.
Техническая характеристика дисковых вакуум-фильтров
Вакуум-фильтр		 Площадь фильтрования, м2	 Диаметр дисков, м .	ДУ80-2.7 «Украина- 80» 80 2.7	Д140-3.5У «Горняк» 140 3,5	ДУ250-3.75 «Сибирь» 250 3,75
Число:			
ДИСКОВ 		8	10	14
секторов в диске .	12	18	16
Расстояние между дисками, мм .	400	390	400
Частота вращения, мин-1:			
ДИСКОВ 		0,2—1.2	1—2,5	0,3—1.2
мешалки ...	—	-—.	30; 50
Размер зоны, градус:			
фильтрования	 .	120	90	91
просушки			150	194	167
отдувки .	...	.	.	36	32	40
Тип отдувкн	.			Мгповен-	Импульс	Мгновен
	пая	пая	ная
Разрежение, кПа:			
в зоне фильтрования .....	72—80	72—80	70-80
в зоне просушки			60—65	
Давление воздуха для отдувки, кПа	7	10	7
Тип ванны .	.			Общая	Секцион-	Общая
		ная	
Компоновка с воздухосборниками и реси-	Раздель-	Совмещен-	Раздельная
верами .	...	.	.	ная	ная	
Привод .			Регулируе-	Регулируе-	Регулируе-
	мый меха-	мый элек	мый меха-
	нический	трический	нический
Мощность электродвигателя, кВт:			
привода дисков 		3	6	8,5
привода мешалки .......	•—	—	7,5
Габариты, мм:			
длина ...			6 000	6 150	9 200
ширина 		3 285	4 080	4 380
высота .	.			2 950	3 790	4 510
Масса, кг	.	.			13 300	29 350	35 000
После окончания монтажа фильтра, экипировки секторов фильтро-
тканью и их установки на ячейковый вал определяют биения (от-
клонения от вертикальной плоскости) дисков. Они не должны пре-
вышать 6 мм у периферии диска. Затем проверяют правильность
направления вращения вала. При вращении его в обратную сто-
рону осуществляют перефазировку двигателя. Фильтр проверяют
в течение 4 ч при различных частотах вращения дисков.
Пускают фильтр в следующем порядке. Одновременно вклю-
чают привод фильтра и подают суспензию в ванну. После запол-
нения ванны на 2/3—3/4 объема включают вакуум-насосы, а при
образовании на дисках обезвоженного осадка включают воздухо-
дувки.
204
Прежде чем остановить фильтр, сначала прекращают подачу
суспензии. После освобождения ванны от суспензии, падения ва-
куума и оголения фильтровальной ткани отключают воздуходувки
и вакуум-насосы. Остатки пульпы спускают из ванны, а сектора
промывают с помощью брызгальных устройств технической водой.
После промывки секторов отключают привод фильтра.
Для эффективного обезвоживания продуктов на дисковых ва-
куум-фильтрах необходимо поддерживать их в исправном состоя-
нии и обеспечить стабильность подачи питания, вакуума и давле-
ния отдувки.
При первоначальной регулировке вакуум-фильтра следует об-
ратить особое внимание на расположение окон распределительных
головок, так как от этого зависит правильно ли будет установлен
момент отдувки. Преждевременная отдувка осадка приводит к по-
вышению его влажности, а запоздалая —: к возврату части осадка
в ванну фильтра п снижению производительности фильтра Рас-
пределительные и ячейковые шайбы должны быть точно подогна-
ны и прижаты. Чрезмерная расточка шайб ведет к перетоку воз-
духа из зоны повышенного давления (отдувки) в зону вакуума,
понижая его. В результате падает производительность фильтра и
повышается влажность осадка. Изношенные шайбы следует свое-
временно заменять.
На значение вакуума влияют также уровень пульпы в ванне
фильтра, наличие прососов в соединениях вакуумных трубопрово-
дов и фильтроткани при ее порывах. Ванна фильтра во время его
работы должна быть постоянно заполнена до уровня перелива.
При понижении уровня пульпы оголяется часть фильтрующей по-
верхности дисков и снижается значение вакуума. Уменьшение
объема суспензии больше чем в 2 раза приводит к прекращению
процесса обезвоживания и попаданию в тракт чрезмерно увлаж-
ненного продукта. Поэтому при прекращении перелива из ванны,
т. е. снижении в ней уровня пульпы, необходимо увеличить пода-
чу суспензии на фильтр. Если это невозможно, то на время отклю-
чают отдувку осадка. Если и при этом ванна не заполняется,
фильтр останавливают, выясняют и устраняют причину неполадки.
Прососы воздуха в вакуумную систему через неплотности сое-
динений и порывы фильтроткани, обнаруживаемые по характерно-
му шипению, должны быть своевременно устранены.
Постоянно следует контролировать состояние гидрозатворов,
чтобы уровень накапливающегося в нем шлама не превысил уро-
вень барометрической трубы. В противном случае сток фильтрата
прервется, вакуум насос «захлебнется» и процесс фильтрования
прекратится. При обнаружении в гидрозатворе шлама, его необхо-
димо выпустить, гидрозатвор промыть, а затем заполнить водой
до уровня перелива.
Вакуум-насосы и воздуходувки. Вакуум-насосы
используют для создания разрежения под фильтровальной перего-
родкой вакуум фильтра, т. е. для создания перепада давлений, в
результате которого происходит процесс фильтрования. Значение
205
Рис. 5.35. Водокольце-
вой вакуум-насос
разрежения (вакуума) определяется как разность между атмо-
сферным давлением рат и остаточным давлением ро.
В технических характеристиках вакуум-насосов указывают от-
носительный вакуум рот (%):
Рот (Рат Ро)/Рат" ЮО.
На углеобогатительных фабриках широко применяют водоколь-
цевые вакуум-насосы типа ВВН.
Водокольцевой вакуум-насос (рис. 5.35) состоит из цилиндри-
ческого корпуса 3, внутри которого вращается эксцентрично рас-
положенный ротор 2 с криволинейными или радиальными лопат-
ками. Корпус вакуум-насоса примерно наполовину объема запол-
няется водой. При вращении ротора вода отбрасывается к перифе-
рии, образуя уплотняющее кольцо между лопатками ротора 2 и
стенками корпуса. Центральная часть корпуса остается пустой.
В этой части в торцевых стенках вакуум-насоса имеются два сер-
повидных отверстия, одно из которых 1, имеющее большее проход-
ное сечение, соединяется со всасывающим патрубком, а второе
5 — с нагнетательным патрубком 4, через который отсосанный воз-
дух удаляется из вакуум-насоса.
При вращении ротора против часовой стрелки в течение пер-
вого полуоборота внутренняя поверхность водяного кольца, благо-
даря эксцентричному расположению ротора, постепенно отделяет-
ся от ступицы, увеличивая объем свободного пространства между
лопатками колеса и поверхностью воды. В этот период воздух
через всасывающее отверстие засасывается в это пространство.
Во второй полуоборот ротора внутренняя поверхность водяного
кольца приближается к ступице, уменьшая объем свободного
пространства между лопатками ротора и водяным кольцом. Нахо-
дящийся в этом пространстве воздух сначала сжимается, а затем
выталкивается через нагнетательное отверстие 5 в патрубок 4 и
водоотделительный бачок 6.
206
Рис. 5.36. Водокольце-
вая машина
Процесс засасывания воздуха, его сжатия и вытеснения проис-
ходит непрерывно. В бачке 6 капельная вода, уносимая вместе с
воздухом, а также излишняя вода уплотняющего кольца отделя-
ются, а сжатый воздух выбрасывается в атмосферу.
Тепло, выделяемое при сжатии воздуха, в значительной степе-
ни поглощается водяным кольцом. Для поддержания температуры
воды на допустимом уровне в вакуум-насос через водоотделитель-
ный бачок непрерывно вводится холодная вода. Уровень воды в
бачке поддерживается постоянным благодаря наличию сливного
патрубка.
Вакуум-насосы ВВН-50 при оптимальном вакууме 70 % обеспе-
чивают подачу 50 м3/мин.
При использовании водокольцевой машины в качестве воздухо-
дувки водоотделительный бачок заменяют воздухосборником, рас-
считанным на рабочее давление воздуходувки и увеличивают мощ-
ность электродвигателя.
У водокольцевой машины (рис. 5.36) с торцов корпуса 1 рас-
положены пустотелые цилиндры 2. К цилиндрам прикреплены
кронштейны 4 с роликовыми подшипниками 5, являющимися опо-
рами вала 6, эксцентрично расположенного в корпусе машины.
На валу 6 жёстко насажены два рабочих колеса 3. Лопатки пра-
вого и левого колес изогнуты в противоположные стороны. На на-
ружной стороне торцевых стенок боковых цилиндров установлено
гидроуплотнение, состоящее из камеры, двух эластичных диафрагм
и вращающихся дисков. К полостям гидроуплотнения подведена
вода из водяного кольца рабочей камеры вакуум-насоса, давление
которой выше давления, развиваемого водокольцевой машиной.
Таким образом, при работе водокольцевой машины гидроуплот-
нение начинает действовать автоматически одновременно с пус-
ком машины.
Нагретая вода из водокольцевой машины отводится в водоот-
делитель.
207
Для высокопроизводительных фильтровальных установок при-
меняют более мощные вакуум-насосы двойного действия ДВВН-
150, у которых подача достигает 150 м3/мин при рот = 65%. Отли-
чительной особенностью этого насоса является то, что за один пол-
ный оборот ротора осуществляется два рабочих цикла всасывания
и выброса сжатого воздуха. Корпус насоса ДВВН-150 эллиптиче-
ской формы условно делится на две части, в каждой из которых
имеется по два всасывающих и по два нагнетательных отверстия,
соединенных соответственно со всасывающими и нагнетательными
патрубками.
Техническая характеристика водокольцевых вакуум-насосов и воздуходувок			
Аппарат ...		 Подача, м3/мин:	КВН-50	ВВН-50	ДВВН-150
вакуум-насоса (при ро = 7О% п про- тиводавлении 9,8 кПа)	 воздуходувки (при давлении нагнетания	—	50	150*
4,9 кПа)		50	—	—
Предельное значение р0, %		.—	95	85
Рабочее давление, кПа	До 14 7	—	——
Расход охлаждающей воды, м3/ч .	6	6	36
Мощность электродвигателя, кВт .	200	100	190
Масса установки, т .	...	4,8	4,8	14,2
* При относительном вакууме 65 %.			
Эксплуатация вакуум-насосов предусматривает наблюдения за
показаниями контрольно-измерительных приборов, состоянием
сальниковых уплотнений, которые в процессе работы изнашивают-
ся и требуют периодического поджатия, состоянием вакуумной
системы, температурой охлаждающей воды. Необходимо контро-
лировать также состояние подшипников, температура которых не
должна превышать температуру окружающего воздуха более чем
на 20 °C. Подшипники набивают смазкой 3—4 раза в год. Пол-
ностью смазку меняют не реже одного раза в год.
Подачу воды в насос и на сальники регулируют в зависимости
от температуры воды в сливном патрубке водоотделителя. Если
ее температура превышает допустимую (60 °C), то расход ох-
лаждающей воды увеличивают.
Необходимо соблюдать порядок пуска и остановки вакуум-на-
сосов. После монтажа или длительной остановки вакуумной систе-
мы необходимо сначала вручную прокрутить ротор и, убедившись
в свободном его вращении, приступить к пуску насоса. При пуске
сначала подают воду на сальники и в насос, затем включают
электродвигатель, а после этого медленно открывают задвижку на
всасывающем трубопроводе. После пуска насоса в работу прове-
ряют показания вакуумметра, а также состояние сальников, под-
шипников, вакуумной системы. Порядок остановки вакуум-насоса
следующий: прекращают подачу воды на сальниковые уплотнения
и в насос, останавливают электродвигатель и закрывают задвижку
на всасывающем трубопроводе.
208
Ресиверы. Получаемый при фильтровании шламов филь-
трат содержит воздух, который просасывается через осадок в зоне
просушки. Для его отделения используют ресивер, который пред-
ставляет собой герметичную металлическую емкость цилиндриче-
ской формы с перегородкой внутри, не доходящей до дна и раз-
деляющей ресивер на две зоны. При ударе водовоздушной струи о
перегородку и изменении ее направления жидкость и воздух раз-
деляются. Воздух поступает в вакуум-насос, подключенный к ре-
сиверу, а фильтрат, опускаясь на дно, удаляется из ресивера через
нижний патрубок в гидрозатвор.
Фильтровальные ткани. Показатели фильтрования во
многом зависят от типа фильтровальных тканей. Фильтроткани
характеризуются прочностью (коррозионной и механической стой-
костью); размерами отверстий и живым сечением. Живое сечение
сеток, применяющихся для вакуум-фильтров, колеблется в преде-
лах 20—25%. Прочность сеток при прочих равных условиях зави-
сит от коэффициента плотности К, который равен отношению пло-
щади, занимаемой проволокой (нитями), к общей площади сетки.
По коэффициенту плотности сетки делят на четыре группы: малой
(./<=25%); нормальной (/<=254-50 %); большой (К=504-75 %)
и особо большой (/<>75 %) плотности.
На углеобогатительных фабриках используют фильтроткани из
нержавеющей стали, капронового моноволокна саржевого (арт.
21667) и прямого (КПФ-8) плетения и полипропиленового волок-
на (СПФ-И н ТТ-156). Условия фильтрования на синтетических
сетках прямого плетения и съема с них осадка лучше, чем при ис-
пользовании металлических сит. Производительность вакуум-филь-
тров с фильтротканью из КПФ 8 возрастает до 8—10%. Срок
службы синтетических сеток 6—7 мес.
Ленточные вакуум-фильтры. Процесс фильтрова-
ния на ленточных вакуум-фильтрах протекает под действием силы
тяжести и силы, создаваемой перепадом давлений. Направления
этих сил совпадают. При образовании осадка сначала на филь-
тровальную ткань откладываются более крупные зерна, а затем
зерна меньших размеров. При такой структуре осадка уменьшает-
ся его сопротивление протеканию фильтрата и значительно возрас-
тает удельная производительность фильтра (по сравнению с удель-
ной производительностью дискового вакуум-фильтра).
Повышенное содержание крупных зерен и твердого в фильтруе-
мой суспензии способствует нормальной высокопроизводительной
работе ленточных вакуум-фильтров, в то время как эти же фак-
торы отрицательно влияют на работу дисковых вакуум-фильтров и
являются причиной их частой забивки. Между тем высокое содер-
жание тонких (мельче 60 мкм) частиц в питании делает невозмож-
ным применение ленточных вакуум-фильтров из-за залипания
фильтровальной ткани и прекращения процесса фильтрования.
При подаче такого питания на дисковые вакуум-фильтры снижа-
ется производительность и несколько повышается влажность осад-
ка, но процесс фильтрования не прекращается. Таким образом,
14 Зак. 961	209
Питание
Рис. 5.37. Ленточный вакуум-фильтр ЛУ4-0,5-8
крупность питания определяет область использования дисковых и
ленточных вакуум-фильтров. Если дисковые вакуум-фильтры целе-
сообразно применять для фильтрования суспензий, в которых пре-
обладают частицы мельче 1 мм, то ленточные вакуум-фильтры
эффективно работают на суспензиях, в которых преобладают час-
тицы крупнее 0,15 мм. На углеобогатительных фабриках их при-
меняют в основном для обезвоживания крупнозернистых шламов
и зернистой части отходов флотации.
Ленточный вакуум-фильтр типа ЛУ (рис. 5.37) состоит из ре-
зиновой ленты 2, натянутой на приводном 1 и натяжном 3 бара-
банах. Верхняя ветвь ленты при движении скользит по горизон-
тальному столу, в средней части которого по всей длине устроена
вакуум-камера 5, состоящая из разобщенных между собой отсе-
ков. Нижняя ветвь ленты опирается на ролики 6. При переходе с
натяжного барабана на плоскость стола благодаря боковым на-
правляющим лента принимает форму желоба. Рабочая поверх-
ность ленты рифленая, что позволяет отводить фильтрат к сквоз-
ным отверстиям 4, сообщающимся с вакуумными камерами.
Фильтровальную ткань по краям ленты закрепляют в пазу ре-
зиновыми шнурами. Она покрывает всю рабочую поверхность
ленты.
Пульпа подается на ленту по лотку. Через дренажную систему
ленты и отверстия в ней фильтрат проходит в расположенный под
лентой отсек, а образовавшийся на ленте осадок отделяется от
тканп на приводном барабане.
Ленточные вакуум-фильтры типа ЛУ обладают следующими
недостатками: плохо регенерируются фильтровальная ткань и дре-
нажная поверхность; малый срок службы фильтровальной ткани
(10—20 дней), невозможность вести процесс фильтрования с тон-
ким слоем осадка из-за неудовлетворительного его съема с бара-
бана малой кривизны. Все эти недостатки обусловлены жестким
закреплением фильтровальной ткани па дренажной ленте. В пос-
ледние годы широко применяют ленточные вакуум-фильтры со
сходящим фильтрующим полотном типа Лех (рис. 5.38).
Отличительная особенность этих фильтров — раздельное дви-
жение ленты и фильтровального полотна. Их траектории совпада-
ют только на участках, где осуществляются операции фильтрова-
ния и просушки осадка. Дренажная лента состоит из двух частей:
210
Рис. 5.38. Ленточный вакуум-фильтр Лех 10-1,4:
/ — фильтровальное полотно; 2 — нож; 3, 3' — приводной н натяжной барабаны; 4 — раз-
грузочный ролнк; 5 — отклоняющие ролнкн для формирования бортов ленты; 6 — вакуум-
камеры; 7 — лоток для промывной жидкости; 8— перегородки; 9— питатель; 10— дренаж-
ная лента; 11 — механизм выравнивания; 12 — система натяжения полотна; 13 — коврики
дренажной ленты; 14 — поддерживающие ролики для полотна; /5 — поддерживающие ро-
лики для ленты; 16 — рама; 17 — привод; 18 — поддон
собственно резинотканевой (транспортерной) ленты с отверстиями
по оси вакуумной камеры и дренажной поверхности, которая на-
брана из резиновых ковриков с нарифлениями для стока фильтра-
та. Резинотканевая лента является тяговой, а дренажная поверх-
ность закрепляется на ней скобами. Дренажную ленту такой кон-
струкции проще изготовлять. С ее использованием удалось создать
ленточные вакуум-фильтры с большой фильтрующей поверхно-
стью. В настоящее время выпускают ленточные вакуум-фильтры
с площадью фильтрования 4; 10; 15 и 30 м2 (в двухъярусном ис-
полнении). Разрабатывают вакуум-фильтры с площадью фильтро-
вания 60 м2.
В вакуум-фильтрах со сходящим полотном увеличена скорость
перемещения .фильтроткани. Все это позволило увеличить удель-
ную производительность фильтров, уменьшить граничный размер
частиц фильтруемых материалов, получить более низкую влаж-
ность осадка. Срок службы фильтровальных тканей на таких ва-
куум-фильтрах достигает 2—2,5 мес.
Техническая характеристика ленточных вакуум-фильтров
Тип фильтра .	.	.	.	Лсх4-0,5	ЛсхЮ- 1,4	Лех 15 1,5	ЛсхЗО- 1,5	ЛУ4- 0,5-8	ЛУ10- 1,25-8
Площадь фильтрования, м2		4	10	15	30	4	10
Ширина ленты, мм: рабочая .	.	.	.	500	1 400	1 520	1 500	500	1 250
полная .	900	2 000	1 800	1 800	700	1 600
Длина вакуумной каме- ры, мм		8000	8 000	10 000	10 000	8 000	8 000
Диаметр барабанов, мм	800	1200	1 000	800	1 200	1 600
Скорость движения лен- ты, м/с ....	7—14	7—20	7—10	5—12	1,5—9	4—10
Число ярусов, шт. .	1	1	1	2	1	1
Мощность электродвига- теля, кВт .	6	20	20	24	4,5	11,0
Габариты, мм: длина	12 260	13 250	14 000	13 795	11 600	13 380
14*
211
ширина
высота .
Масса, кг .
3 620	3	850
2 170	2	600
8 100	14	500
3 950	4	935
2 570	3	510
15 000	24	800
I 970	4	650
1 750	2	570
6 300	20	760
В процессе эксплуатации ленточных вакуум-фильтров необхо-
димо тщательно промывать фильтровальную ткань. Из-за отсут-
ствия пневматической продувки сетки в момент отдувки осадка,
как это предусмотрено в дисковых вакуум-фильтрах, она быстро
забивается. Все брызгальные устройста должны быть исправны
(своевременно прочищены).
Необходимо постоянно контролировать состояние кромок ва-
куум-камеры и тяговой или дренажной ленты в местах их сопри-
косновения. Чрезмерный их износ приводит к потере вакуума и
нарушению работы фильтра. Потери вакуума и повышенный унос
твердого в фильтрат вызывают порывы фильтровальной ткани,
которые можно обнаружить по характерному шипению. Порывы
ткани устраняют или ткань заменяют.
При эксплуатации вакуум-фильтров со сходящим полотном
необходимо поддерживать в исправном состоянии механизм регу-
лировки направления фильтровальной ленты. При его неисправ-
ности фильтровальная лента отклоняется от оси фильтра и работа
фильтра нарушается.
Фильтр-пресс ы. Наиболее эффективными аппаратами для
обезвоживания отходов флотации являются фпльтр-прессы. На
этих аппаратах получают два конечных продукта: обезвоженный
транспортабельный осадок и практически чистый фильтрат.
В последние годы в СССР и за рубежом начали широко при-
менять крупнометражные фильтр-прессы. В СССР применяют
фпльтр-прессы PF-ROW1/570, изготовленные в ПНР.
Фильтр-пресс PF-ROW1/570 (рис. 5.39)—камерный, бсздиаф-
рагмовый, механизированный аппарат, работающий в периодиче-
ском режиме. Он состоит из комплекта вертикальных чугунных
рифленых плит 3, размещенных между упорной 2 и прижимной 8
плитами. Нарифления плит соединены с канавками 12 для стока
фильтрата. В центре фильтровальных плит имеются отверстия диа-
метром 150 мм, которые образуют канал для ввода пульпы в
фильтр-пресс. Цепной реверсивной передачей 6 от гидропривода
10 плиты перемещаются по направляющим штангам 9, на которых
они удерживаются с помощью направляющих 7. Зажимаются пли-
ты прижимной плитой 8 от гидропривода 11, снабженного масля-
ным насосом Двойного действия. Давление зажима контролируют
по показаниям манометра. Для предотвращения поломки фильтра
при перекосе плит используют шарнирную головку 1. Каждую
плиту экипируют фильтровальной тканью 4 типа «бельтинг» По
краям отверстий в плитах ткань уплотняют резиновым кольцом
5. Фильтрат поступает в желоб 13.
Техническая характеристика фильтр-пресса PF-ROW 1/570
Площадь фильтрования, м2:
общая .	....	....	576
одной плиты ................................... ...	3,8
212
Рис. 5.39. Фильтр-пресс RF-ROW1/570:
а — конструкция; б — фильтровальная ка-
мера
Число промежуточных плит........................................ 150
Размеры фильтровальных плит,	мм.......................... 1500X1500
Общая вместимость фильтрующей полости, м3 .	.	7,35
Толщина осадка,-мм.............................................. 30
Средняя масса осадка от одного цикла, кг .	43 000
Давление, МПа:
рабочее................................................. 0,98
зажима плит..........................................-	31,4
Максимальное усилие зажима плит,	мН.......................... 2,5
Скорость передвижения плит, м/с.............................. 0.25
Мощность электродвигателей привода насоса, кВт:
главного цилиндра	  10
реверсивного гидродвигателя .	.	.	.	-	2,2
Габариты, мм:
длина .	.	•	15 000
ширина	2 ^00
высота.................................... 	1 700
Масса фильтр-пресса, кг...................................... 120	000
Отходы флотации обезвоживаются на фильтр-прессе следую-
щим образом. После зажима плит по центральному каналу под
давлением подают пульпу, которая растекается в образовавшиеся
между плитами камеры, ограниченные фильтровальной тканью.
Под действием перепада давлений через фильтровальную ткань
фильтруется жидкость, а камера заполняется осадком. Отфиль-
трованная жидкость по нарифлениям и специальным канавкам в
плитах стекает в желоб и отводится. Осадок набирается до тех
213
Рис. 5.40. Схема фильтровальной установки с фильтр прессом PF-ROW1/570:
1 — сгуститель с осадкоуплотнителем; 2— сборник сгущенных отходов; 3 — насос; 4— ком-
прессор; 5— задвижка сжатого воздуха; 6 — электроды верхнего н нижнего уровней; 7 —
контактный манометр; 8 — сборник вместимостью 20 м8;	9 — главная задвижка; 10 —
фнльтр-пресс; // — фильтровальные плиты; 12 — цилиндр зажима плит; 13 — гидрозатвор;
14 — задвижка продувки; 15 — центробежный насос; 16 — сборник фильтрата; /7 — задвиж-
ка на трубопроводе фильтрата
пор, пока стекает фильтрат. Прекращение стока свидетельствует
об окончании процесса фильтрования, т. е. о полном заполнении
камер уплотненным осадком. После этого плиты раздвигаются и
обезвоженный осадок самопроизвольно выгружается.
По технологической схеме (рис. 5.40) смешанные с флокулян-
том отходы флотации подают в сгуститель. Осветленную воду воз-
вращают в оборотный цикл фабрики, а сгущенный продукт на-
правляют в сборник. Угол наклона желоба для транспортирова-
ния сгущенного продукта с концентрацией твердого 500—600 кг/м3
должен быть не менее 10°, а его длина — не более 5 м. Вмести-
мость сборника должна обеспечивать одноразовое наполнение ре-
зервуара и фильтр пресса. Установка работает автоматически.
Схема типовой флотофильтровальной установки (рис. 5.41)
предусматривает классификацию шламов по крупности в низкона-
порных гидроциклонах диаметром 1000 мм, предварительное сме-
шивание различных шламовых пульп, подаваемых на флотацию,
Рис. 5.41. Схема флотофильтроваль-
ной установки:
1 — гидроциклом; 2 — смеситель; 3 — пита-
тель собирателя; 4 — питатель пенообра-
зователя; 5 — вакуум-фильтр; 6 — возду-
ходувка; 7 — вакуум-насос; 8 — вакуум-
ресивер; 9 — гнДрозатвор; 10 — центробеж-
ный иасос; 11 — сборник фильтрата; 12 —
центробежный насос; 13— сборник'флото-
концентрата; 14 — пеногаситель; /5 — фло-
тационная машина; 16 — распределитель
пульпы; 17 — аппарат кондиционирования
пульпы
214
и при необходимости технической воды. Фильтрат чаще подают
на флотацию, но иногда его отводят непосредственно в оборотный
цикл фабрики.
Пульпу смешивают с флотационными реагентами в аппаратах
кондиционирования пульпы и распределяют на флотационные ма-
шины.
Пенный продукт флотационных машин поступает в сборник,
откуда перекачивается на вакуум-фильтры. В последние годы раз-
работаны эффективные пеногасители. С их использованием повы-
шается эффективность центробежных насосов, перекачивающих
флотоконцентратную пульпу, возрастает производительность ваку-
ум-фильтров и уменьшается влажность осадков.
Фильтрат вакуум-фильтров отсасывается вакуумной установ-
кой, в состав которой входят вакуум-ресиверы, вакуум-насосы и
гидрозатворы. Из-за низкой концентрации твердого фильтрат це-
лесообразно направлять в оборотный цикл фабрики, не загружая
флотационные машины излишним объемом пульпы. Однако из-за
содержания в нем реагентов, способствующих вторичному цено-
образованию и запениванию емкостей оборотного водоснабжения
и оборотной шламовой воды, фильтрат чаще возвращают на фло-
тационные машины.
5.6.	Оборудование для осветления отходов флотации
Схемы обработки отходов флотации предусматривают операции
осветления гидросмеси, сгущения и обезвоживания осадков.
Осветление гидросмеси отходов флотации осуществляется в
различного рода аппаратах, основанных па осаждении твердых
частиц под действием силы тяжести. Чем больше размер частиц
и их плотность, т. е. чем больше масса частиц, тем быстрее они
осаждаются и быстрее осветляется вода. Процесс осветления гид-
росмеси сопровождается образованием осадка и его уплотнением
на дне отстойника. Скорость осаждения взвеси, образования осад-
ка и его уплотнения зависит также от степени разбавленности
гидросмеси. Если концентрация твердого мала, то скорость осаж-
дения твердых частиц относительно высока. В более плотных гид-
росмесях скорость осаждения твердых частиц уменьшается.
Осветление гидросмеси и уплотнение осадка происходят одно-
временно. Твердые частицы осаждаются вниз, выжимаемая из
осадка жидкость движется вверх.
В гидросмеси отходов флотации обычно содержатся очень тон-
кие частицы, вплоть до коллоидных. Скорость их осаждения весь-
ма мала, и они могут неопределенно долгое время находиться во
взвешенном состоянии. В таких случаях применяют флокулянты,
которые, воздействуя на поверхность твердых частиц, способству-
ют их слипанию и образованию флокул. Благодаря большей мас-
се флокулы осаждаются значительно быстрее, резко увеличивая
скорость осветления гидросмеси отходов флотации.
215
Рис 5.42. Радиальный сгуститель с периферическим приводом:
/ — питающий желоб; 2 — загрузочный стакан; 3 — ферма; 4 — скребки; 5 — желоб освет-
ленной воды; 6 — трубопровод технической воды; 7 — трубопровод сгущенного продукта;
8 — привод фермы
Практика обработки отходов флотации показала, что в настоя-
щее время получать два конечных продукта (осветленную воду,
пригодную для повторного использования в оборотном цикле, и
транспортабельный осадок, пригодный для складирования) можно
только в илонакопителях. Поэтому они получили наибольшее рас-
пространение на фабриках. Но и при их применении целесообраз-
но часть осветленной воды получать на размещенных непосред-
ственно на фабриках сгустительно-осветлительных устройствах.
Радиальные сгустители. Радиальный сгуститель
(рис. 5.42) представляет собой железобетонную или металличе-
скую цилиндрическую емкость со слабо наклоненным к централь-
ному выпускному отверстию днищем. Гидросмесь подается по пи-
тающему желобу в приемное устройство (стакан), из которого она
растекается в радиальном направлении. На фабриках в основном
применяют радиальные сгустители с периферическим приводом.
Применение радиальных сгустителей для осветления отходов
флотации позволяет непосредственно на фабриках возвращать в
оборот до 50—60 % осветленной воды. Дальнейшее увеличение
объемов осветленной воды сдерживается относительно низкой кон-
центрацией твердого в сгущенном продукте.
Технические характеристики радиальных сгустителей
Диаметр чана, м .	25	30	40	50
Площадь осаждения, м2 . Мощность электродвигателя,	500	700	1250	1963
кВт Масса металлической части	5—6	5—6	8,5; 11	14, 18
сгустителя без чана, кг	30 500	33 000	63 000	73 000
Оптимальную производительность Q (м3/с) радиального сгусти-
теля определяют по формуле
Q =
где S — площадь осветления, м2; и — скорость осаждения твердых
частиц, м/с; р—коэффициент, учитывающий неполное использо-
вание площади сгустителя, влияние объема выпускаемой со сгу-
щенным продуктом пульпы и другие факторы (р=1,5ч-2). Чем
216
больше объем выпускаемой со сгущенным продуктом пульпы, тем
Р меньше.
Из-за различия в характеристиках отходов флотации и их гидросмесей ско-
рость осаждения твердых частиц и определяют в каждом конкретном случае.
Для определения и используют мерные цилиндры. В качестве исходной гидро-
смеси принимают суспензию с такой же концентрацией твердого, какая будет
в промышленных условиях. В заполненный гидросмесью мерный цилиндр вво-
дят расчетное количество флокулянта и слегка перемешивают смесь. Через
определенные промежутки времени t отмечают высоту Лв осветленного слоя
воды или толщины осадка hoc. По данным измерений строят графики
(рис. 5.43).
Точку пересечения кривых 1 и 2, обычно называют критической. Она харак-
теризует состояние, при котором граница зоны осаждения сливается с грани-
цей зоны образования осадка.
При определении максимальной производительности радиального сгустителя
в качестве и принимают среднюю скорость осаждения в критической точке
Пример Определить максимальную производительность радиального
сгустителя диаметром 30 м, если скорость осаждения твердого характеризуется
графиком, приведенным иа рис 5.43. Диаметр приемного стакана сгустителя
2 м.
Определяем площадь зеркала сгустителя
S = «02/4 — л«Р/4 = (3,14/4) (302 _ 2=) = 703 м2.
Средняя скорость осаждения на участке кривой 1 от ее начала до крити-
ческой точки равна 0,8 мм/с, или 0,0008 м/с. Принимая р=2, получаем
Q = 703 0,0008/2 = 0,28 мз/с = 1008 мз/ч.
Удельная производительность при этом составит 1.4 м3/(м2-ч).
Без предварительной флокуляции отходов флотации получить
чистый слив можно только при весьма низкой (менее 0,25 м3/(м2Х
Хч)) удельной производительности радиального сгустителя. При
больших производительностях сгуститель работает в режиме клас-
сификатора: в слив уносятся более тонкие частицы, чем в сгущен-
ный продукт. Не рекомендуется использовать такой слив в обо-
ротном цикле фабрики, так как содержащиеся в нем высокозоль-
ные илы могут накапливаться в системе оборотного водоснабже-
ния, нарушая процессы обо-
гащения и обезвоживания
мелкого угля (особенно
флотационных концентра-
тов). Поэтому при подаче
на радиальные сгустители
отходов флотации их следу-
ет предварительно обраба-
тывать флокулянтами.
Концентрация твердого
в сгущенном продукте не
должна превышать 100—
150 кг/м3, а при осветлении
отходов флотации с боль-
шим содержанием глипп
стых частиц она должна
быть еще меньше. Стремле-
ние. 5 4.4. Злитимосы. Цигены оенплеиио-
г<> слоя воды (/) и толщины осндк I (2)
ОТ времгнп ОСЛЖЛеННЯ сфлокул11|н>11.11111<|й
гидросмеси о I.ходов |||Л<>»1111.1111
217
ние получить сгущенный продукт с большим содержанием твердо-
го может привести к уменьшению высоты осветленного слоя или
же к снижению производительности сгустителя. Для нормальной
работы сгустителя с учетом возможных колебаний подачи пульпы
высота осветленного слоя должна быть в пределах 0,4—1 м.
Высоту осветленного слоя измеряют с помощью стеклянной трубки диамет-
ром 10—12 мм и длиной 1,2—1,5 м. Трубку погружают в сгуститель перед
сливным желобом, после чего верхний конец ее закрывают и трубку вынимают
из сгустителя. Высота столба чистой воды в трубке равна высоте осветленного
слоя.
Цилиндроконические сгустители, иначе их назы-
вают сгустители с осадкоуплотнителем, предназначены для освет-
ления гидросмесей отходов флотации и их сгущения.
Сгуститель с осадкоуплотнителем (рис. 5.44) работает по прин-
ципу вертикального отстойника. Скорости осаждения флокул и
под действием гравитационных сил и движения осветленной воды
v к сливным желобам направлены по вертикали в противополож-
ные стороны. Для выпадения в осадок сфлокулированных частиц
необходимо, чтобы скорость их осаждения была больше скорости
движения воды, т. е. u>v.
Скорость восходящего потока воды зависит от производитель-
ности сгустителя Q, которая определяется так же, как и для ра-
Рис. 5.44. Цилиндроконический сгуститель СЮ с центральной (а) и перифе-
рической (б) загрузкой суспензии:
1 — система дозирования флокулянта; 2 — желоб-смеситель; 3 — промежуточные камеры;
4 — воздухоотделители; 5 — сливной желоб; 6 — цилиндрическая часть; 7 — распределитель-
ная камера; 8 — коническая часть (осадкоуплотннтель); 9 — разгрузчик
218
диального сгустителя. Однако из-за более полного использования
объема сгустителя и наличия осадкоуплотнителя коэффициент
Р=1,Зч-1,8.
Стабильные показатели работы сгустителя с осадкоуплотните-
лем в значительной степени зависят от колебаний подачи питания
и концентрации твердого в питании. Чистый слив при таких усло-
виях можно получить только при повышении расхода флокулянта
в 2 раза (до 120—150 г/т), что нежелательно.
Одной из особенностей сгустителя является накопление осадка
в зоне уплотнения. Среднее время накопления осадка при удель-
ной производительности сгустителя по питанию 3 м3/(м2-ч) и кон-
центрации твердого в питании 30—40 кг/м3 составляет 4—5 ч.
Высота слоя осадка за это время достигает 4—5 м, что обеспечи-
вает концентрацию твердого в сгущенном продукте 500—600 кг/м3
при высоте осветленного слоя 12 м.
Нарушение баланса по твердому (в сгуститель поступает боль-
ше твердого, чем разгружается в виде сгущенного продукта), при-
водит к увеличению высоты слоя осадка до 6—8 м и возрастанию
концентрации твердого в сгущенном продукте до 700—800 кг/м3.
Через 2,5 ч работы сгустителя в таком режиме происходит потеря
осветленного слоя и загрязнение слива.
Выпускать сгущенный продукт рекомендуется с помощью ав-
томатической системы, позволяющей открывать разгрузочное от-
верстие сгущенного продукта периодически (на 50—60 с с интерва-
лом 5—7 мин). При таком режиме разгрузки получают сгущен-
ный продукт стабильного качества.
Сгустители с осадкоуплотнителем находят все большее приме-
нение на углеобогатительных фабриках благодаря высокой степе-
ни сгущения отходов. Особое значение это имеет при фильтрова
нии отходов флотации на фильтр-прессах и совместном склади-
ровании с породой в один отвал.
Илонакопители предназначены для приема сбросовых
вод отходов флотации и высокозольных илов. Их повсеместно
применяют на углеобогатительных фабриках для осветления гид-
росмесей отходов флотации и илистых шламов и складирования
твердого. Поступающие в илонакопитель воды осветляются и воз-
вращаются на фабрику, а твердые частицы осаждаются на дно
накопителя и уплотняются.
Размещают илонакопители по возможности ближе к фабрике,
если топографические условия позволяют организовать строитель-
ство плотин.
В состав илонакопителя входят системы гидротранспорта за-
грязненных и осветленных вод, сооружения для приема и отвода
атмосферных вод, ограждающие плотины, дамбы, водосборные и
другие сооружения (рис. 5.45).
По принципу действия илонакопитель относится к горизонталь-
ным отстойникам. Благодаря большим площадям осветления (20—
40 га) пульпа отходов флотации и илистых шламов хорошо освст-
219
13
10
Рис. 5.45. Состав сооружений илонакопителя:
1 — обогатительная фабрика; 2 — насосная станция; 3 — пульповод; 4 — пруд-отстойник;
5 — плотина; 6—водосбросный колодец; 7 — донный водоспуск; 8 — пруд осветленной воды;
9 — плотина (дамба); 10—насосная станция осветленной воды; 11— пруд-аккумулятор ат-
мосферных вод; 12 — обводной канал; 13 — трубопровод осветленной воды
ляется без применения флокулянтов, а осадок складируется в ем-
кости илонакопителя.
Нежелательно попадание в илонакопитель атмосферных осад-
ков. Поэтому там, где это необходимо, устраивают пруды—акку-
муляторы атмосферных вод, и отводные каналы, которые предназ-
начены для отвода атмосферных вод за пределы илонакопителя.
Тело плотины сооружают обычно из местных грунтов (глин,
суглинков), которые уплотняются в процессе их отсыпки.
Для выпуска осветленной воды из илонакопителя служат шан-
дорные колодцы и донные водоспуски. Иногда применяют моно-
литные железобетонные колодцы с отверстиями для слива освет-
ленной воды, закрывающимися щитами или заглушками. Для об-
служивания шандорного колодца между ним и гребнем плотины
устраивают переходной мост либо понтонный плот, а на самом ко-
лодце— грузоподъемные устройства для управления шандорами.
Донный водоспуск (коллектор) обычно выполняют железобе-
тонным, так как в процессе эксплуатации илонакопителя он ока-
зывается под слоем осадка и испытывает его давление.
Требуемую вместимость (м3) илонакопителя определяют по
формуле
V = GT/(k 7об).
где G — масса твердого материала, поступающего в илонакопи-
тель, т; Т — продолжительность эксплуатации илонакопителя, лет;
к — коэффициент заполнения илонакопителя, равный 0,75—0,85;
Уоб — объемная масса осадка, т/м3
Тоб — Рт (1 — т),
где рт — плотность твердой фазы, т/м3; m — пористость осадка,
равная 0,45—0,65.
220
Условия эксплуатации илонакопителя зависят от времени года.
Зимой необходимо своевременно скалывать наледи вокруг водо-
сборных сооружений, понтонных мостов, стоек и др. Следует так-
же наблюдать за состоянием плотин (дамб), подверженных уда-
рам льдин при перемещении ледового поля и состоянием водорас-
пределительных трубопроводов, а обнаруженные в них течи уст-
ранять. Осветленную пульпу нужно подавать под ледяной покров.
Подача ее на поверхность льда или снежный покров нарушает
процесс осветления и может привести к возврату на фабрику за-
грязненной воды.
В конце зимнего периода все сооружения илонакопителя подго-
тавливают к пропуску весеннего водостока. Проверяют состояние
плотин (дамб), надводной части откосов, очищают нагорные ка-
навы, отводные каналы, кюветы. Следует сколоть, а при необхо-
димости взорвать лед, скопившийся в районе водосбросных соору-
жений, проверить и отремонтировать все узлы водосбросных со-
оружений, подъемные механизмы для установки шандор, плаву-
чие средства, а также организовать систематическое наблюдение
за характером паводка в районе илонакопителя.
Регулярно наблюдают за состоянием плотин (дамб). Визуаль-
ными наблюдениями определяют общее состояние плотины, види-
мые нарушения, наличие фильтрации воды в низовой откос, вы-
нос частиц грунта и мути фильтрационным потоком, состояние дре-
нажной системы, исправность контрольно-измерительной системы.
Инструментальными наблюдениями устанавливают осадки и го-
ризонтальные смещения плотины (дамбы), уровень депрессион-
ной кривой.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.	Андреев С. Е., Перов В. А., Зверевич В. В. Дробление, измельчение и
грохочение полезных ископаемых. М., Недра, 1980.
2.	Двухпродуктовый тяжелосредный сепаратор типа СКВП 32. Люберцы
НОТТ, 1983.
3.	Зарубин Л С., Иофа М. Б, Хайдакин В. И. Применение тяжелосред-
ных гидроциклонов, как средство интенсификации обогащения мелкого угля.—
В кн Интенсификация подготовки магнитных и гравитационных процессов обо-
гащения. М., Недра, 1980, с. 60—63.
4.	Зарубин Л. С., Иофа М. Б., Хайдакин В. И. Обогащение угольной ме-
лочи в минеральных суспензиях.— Уголь, 1975, № 7, с. 59—62.
5.	Иванов П. И., Рабинович Ю. М. Применение ленточных вакуум-филь-
тров на обогатительных фабриках. М., ЦНПЭИУголь, 1981.
6.	Боткин А. М., Фоменко Т. Г., Кондратенко А. Ф. Опыт совершенствова-
ния технологии сгущения отходов флотации на углеобогатительных фабриках.
М., ЦНПЭИУголь, 1982.
7.	Крикунов А. П., Краевой В. Л., Поелуева Т И. Типоразмерный ряд
тяжелосредных циклонов и вспомогательное оборудование. Киев, ВЦНТИ
УкрННИНТИ Госплана УССР, 1983.
8.	Назаренко В. М., Щербенко В. П., Бельчиков М. Я. Флотатор углеобо-
гатительной фабрики, М., Недра, 1971.
9.	Оборудование для обогащения угля. Под редакцией Б. Ф. Братченко.
М., Недра, 1979.
10.	Опыт эксплуатации тяжелосредных гидроциклонов на обогатительных
•фабрикак. М., ЦНПЭИУголь, 1981.
11.	Рекомендации по обогащению угля в магнетитовой суспензии (основные
параметры). М., ИОТТ, 1976.
12.	Самылин И. А, Золотко А. А., Починок В. В. Отсадка. М., Недра, 1976.
13.	Самылин И. А., Золотко А. А., Починок В. В. Наладка и регулировка
отсадочных машин на углеобогатительных фабриках. М., Недра, 1977.
14.	Справочник по обогащению углей/Под ред. И. С. Благова, А. М. Котки-
на, Л. С. Зарубина. М., Недра, 1984.
15.	Хайдакин В. И, Ковшарь М. И., Самылин Н А Наладка и регулиров-
ка оборудования для обогащения углей в тяжелых средах. М., Недра, 1982.
16.	Фоменко Т. Г., Бутовецкий В. С, Бутовецкая Т. С. Определение гра-
ничного зерна разделения в гидравлических классификаторах.— Кокс и химия,
1972, № 4, с. 1—3.
17.	Фоменко Т Г., Бутовецкий В. С., Погарцева Е. М. Технология обога-
щения угля. М., Недра, 1976.
18.	Фоменко Т Г., Бутовецкий В С., Соснов К. А Применение конусных
грохотов на углеобогатительных фабриках.— Уголь, 1979, № 2, с. 48—50.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие .	..............
Глава 1. Технологические комплексы и схемы углеобогатительных фаб-
рик	.	.	.	.	.... о
1.1. Назначение и формирование технологических комплексов .	5
1.2. Технологические схемы углеобогатительных фабрик .	.6
Глава 2. Комплекс подготовки угля перед обогащением .	.	.13
2.1.	Назначение углеподготовительного отделения .	.	.	. 13
2.2.	Отделение дробления............................ .	. 14
2.3.	Отделение грохочения .	.	...	2/
Глава 3. Комплекс тяжелосредного обогащения	.	.	. 40
3.1.	Общие сведения о технологии обогащения углей в тяжелых
средах .	.......................................... .40
3	2. Оборудование для обогащения углей в тяжелых средах .	. 43
3.3.	Вспомогательное оборудование тяжелосредных комплексов .	. 49
3.4.	Основные факторы, влияющие на процесс обогащения в мине-
ральных суспензиях............................... .	. 58
3.5.	Регулирование режима работы тяжелосредных установок . 65
3.6.	Пуск и наладка тяжелосредных установок....................68
3.7.	Эксплуатация тяжелосредного комплекса.....................71
Глава 4. Комплекс отсадки	.	.... 78
4.1. Общие сведения о процессе отсадки.........................78
4.2 Конструкции и основные узлы отсадочных машин, применяе-
мых в углеобогащении................ .	.	.... 80
4.3. Факторы, влияющие на результаты отсадки углей .	.	. 94
4 4. Предварительная наладка отсадочной машины, вспомогатель-
ного оборудования и системы управления.........................ЮЗ
4 5. Оперативная регулировка и обслуживание отсадочных машин 110
4.6. Оценка результатов работы отсадочной машины .	. .	.116
Глава 5. Комплекс водно-шламового хозяйства ...	.	121
5.1.	Технологические схемы водно-шламового хозяйства, нх налад-
ка и эксплуатация ...	... 121
5.2.	Наладка и эксплуатация оборудования для классификации и
обезвоживания углей...........................................136
5.3	Центрифуги, их наладка и эксплуатация.................... 165
5.4.	Наладка и эксплуатация оборудования флотационного отде-
ления .	.......	180
5.5.	Наладка и эксплуатация оборудования фильтровального от-
деления	.	................ Ю5
5.6.	Оборудование для осветления отходов флотации .	. 215
Список литературы	........................................ 222
ПРОИЗВОДСТВЕННОЕ ИЗДАНИЕ
Василий Иванович ХайдаКин
Вильям Самуилович Бутовецкий
Михаил Никифорович Ковшарь и др.
НАЛАДКА И ЭКСПЛУАТАЦИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ КОМПЛЕКСОВ
УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Редактор издательства Af. В. Чуваева
Переплет художника А. Е. Григорьева
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технические редакторы А. В. Трофимов, Е. Л. Закатанскал
Корректор Н. А. Громова
ИБ № 5947
Сдано в набор 14.04.86. Подписано в печать 28.07.86. Т 13480. Формат бОУЭО1/,».
Бумага книжно-журнальная. Гарнитура Литературная. Печать высокая. Усл. печ. л. 14,0.
Усл. кр.-отт. 14,0. Уч.-изд. л. 15,95. Тираж 1970 экз. Заказ 961/431—11. Цена 1 р. 10 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра».
103633, Москва. Третьяковский проезд, I/I9
Ленинградская карто рафнческая фабрика ВСЕГЕИ