/
Теги: обогащение минерального сырья горное дело минералы полезные ископаемые минералогия издательство недра минеральные ресурсы
ISBN: 0-444-42411-3
Год: 1990
Текст
Developments in Mineral Processing, 5
Gravity
Concentration
Technology
Richard O. Burt
\J
Tantalum Mining Corporation of Canada Limited
assisted by: Chris Milk
Lately Tantalum Mining Corporation of Canada Limited
ELSEVIER
Amsterdam - Oxford — New York — Tokyo 1984
R О. Берт
при участии К. МИЛЛЗА
Технология
гравитационного
обогащения
Перевод с английского
кандидата технических наук Е.Д. БАЧЕВОЙ ,
МОСКВА "НЕДРА” 1990 .
ББК 33.4
Б 48 f
УДК 622.75/.77.011 =0а.20
Рекомендовано к изданию доктором технических наук А. Г. Лопатиным
и кандидатом технических наук Ю. Л. Зубыниным
043(01)—90
ISBN 0—444—42411—3 (Vol. 5)
ISBN 0—444—41804—0 (Sevies)
ISBN 5—247—00865—0
© Elsevier Science Pub-
lishers В. V., 1984
© Перевод на русский
язык. Е. Д. Бачева,
1990
ПРЕДИСЛОВИЕ
Гравитационное обогащение остается одним из наиболее важ-
ных способов разделения минералов. Тем не менее, книг, посвя-
щенных исключительно этому предмету, не издавалось, за ис-
ключением Советского Союза. Цель настоящей книги—попытка
заполнить этот пробел в технической литературе, дать обзор су-
ществующих теории и технологии гравитационного обогащения.
Книга состоит из трех разделов. Первый раздел посвящен
лабораторной технологии и теоретическим концепциям; вто-
рой — отдельным процессам гравитационного обогащения и тре-
тий— промышленной практике. Такое изложение позволяет чи-
тателям быстрее найти интересующий его материал.
Идея книги, посвященной гравитационному обогащению,
была предложена Крисом Миллзом, который успешно прочитал
краткий курс в Рено (шт. Невада) в 1978 г. Несколько глав
в разд. I книги написаны по результатам его материалов, подго-
товленных главным образом для этого краткого курса. Основу
книги составляют обобщение опыта многих коллег, которым вы-
ражаю свою благодарность, и серии лекций, прочитанных в по-
следние пять лет на ежегодно,м семинаре, который ведет проф.
Дж. Линч в университете Мак-Гилла.
То, что на первый взгляд может показаться очень специали-
зированным вопросом, оказывается исключительно разнообраз-
ным и многоохватывающим предметом. Поэтому важно знать
всю область гравитационного обогащения; индивидуальный
опыт может охватить только часть перерабатываемых минера-
лов или применяемого оборудования.
Несомненно, результатом этого явилось то, что некоторым
аспектам предмета уделялось меньше внимания, чем они заслу-
живали, в частности, это относится ко всей области обогащения
угля. Однако, так как есть несколько превосходных и доступных
книг, созданных в результате глубокого изучения этого пред-
мета, я полагаю, что будет оправданным сделать акцент на
переработке минералов. Перед теми читателями, предметы ис-
следования которых менее освещены, чем другие, я могу только
извиниться. Информация по этим областям будет с благодар-
ностью принята; таким образом книга может быть улучшена
в следующих изданиях.
При всех условиях невозможно посетить бесчисленное мно-
жество гравитационных фабрик во всем мире. Следовательно,
разд. III «Промышленное применение» основан в большей сте-
пени на сведениях управляющих фабриками и общедоступной
информации. Приведены стандартные технологические схемы;
5
возможно, что в некоторых случаях имеется неверное истолко-
вание информации или схемы изменились, в таких случаях
я приношу извинения. Однако главное в этом разделе — техно-
логический подход, который изменяется меньше, чем детали
самой технологической схемы.
Совместные усилия отдельных лиц и представителей горных
фирм, фирм, производящих оборудование, университетов и ис-
следовательских институтов мира были огромны. Без их под-
держки и энтузиазма эта книга никогда не была бы написана,
их помощь заслуживает большой благодарности.
Выражаю особую благодарность организациям, которые
представили рисунки или фотографии; там, где текст или ил-
люстрации основаны на материале организаций или общедо-
ступных данных, имеются соответствующие ссылки.
Особая признательность и благодарность написавшим от-
дельные главы для этой книги: доктору Джонсу, господам Хилл-
ман, Лавдей и де Кок, а также тем, кто позволил использовать
материал, на который они имеют авторское право.
Отдельная благодарность — мистеру Дж. Г. Харрису и гос-
подам Т. Г. Кэйд и С. Т. Вильямсу. Их энтузиазм и усилия в те-
чение ряда лет обеспечивали непрерывное развитие и расшире-
ние интереса к технологии гравитационного обогащения, что
косвенно выразилось в этой книге.
Искренняя благодарность директорам фирмы «Танталум
майнинг», особенно мистеру X. С. Шварцу (президенту) и мис-
теру В. К- Калландеру (вице-президенту), за их покровитель-
ство этой книге и финансовую поддержку в течение долгого вре-
мени; В. И. Ревнивцеву (Механобр, Ленинград) за приглашение
посетить Советский Союз и предприятия гравитационного обо-
гащения, Майку и Суси Смит за старательный перевод данных,
любезно представленных Китайским металлургическим общест-
вом, и господам Д. Дж. Оттлей, И. X. Нио, Т. Ферри,
А. Б. Хэсби Хассан и Т. Дж. Напир-Муни за их советы. Персо-
нальная благодарность мистеру Дж. Флеммингу за его критиче-
ское прочтение текста, миссис Р. Берт за чтение гранок оконча-
тельной рукописи и, наконец, мистерам Д. Хэмоник и С. Карк-
лин, которые выполнили многие рисунки к рукописи.
Р. О. Берт,
. , Лак дю Бонне, провинция Манитоба,
. май, 1984 г.
Раздел I
ЛАБОРАТОРНЫЕ МЕТОДЫ
И ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ
Глава 1
ВВЕДЕНИЕ В ГРАВИТАЦИОННОЕ ОБОГАЩЕНИЕ
Человек, создатель инструментов, еще на заре цивилизации сде-
лал полезными камни и руды, произведенные Матерью-Приро-
дой. Делая свои первые нетвердые шаги, он учился выбирать и
обрабатывать кремневые и другие камни в грубые орудия и
охотничьи принадлежности. По мере того, как накапливались
знания, люди нуждались в лучших инструментах и развивали
наиболее ранние формы промышленности: обработку самород-
ных металлов, их сплавление в бронзу и позднее их выплавку
из высококачественных минералов.
Даже на этой стадии человеческого развития некоторые ме-
таллы требовали обогащения перед плавкой, и поэтому появи-
лась «обработка минералов». Самой первой формой обработки
минералов, несомненно, была ручная разборка. За этим следо-
вали примитивные формы гравитационного обогащения. По
мере того, как прямая плавка руд становится менее распростра-
ненной, возрастает необходимость обогащения и совершенству-
ются различные методы гравитационного обогащения.
Гравитационное обогащение может быть определено как раз-
деление двух или более минералов (обычно различной плотно-
сти) путем их относительного перемещения под влиянием только
силы тяжести или совместно с другими силами, одна из кото-
рых— сопротивление движению в вязкой среде, например
в воде.
Принципы гравитационного обогащения были известны еще
2 тыс. лет назад и впервые описаны Плинием [5], а затем — Аг-
риколой [1].
Гравитационное обогащение в современном контексте. Гра-
витационное обогащение оставалось доминирующим методом об-
работки минералов в течение 2 тыс. лет, и только в XX в. с раз-
витием таких процессов, как флотация, магнитная сепарация и
выщелачивание, его влажность уменьшилась.
Тем не менее в 1978 г. сообщалось [4], что общий объем ми-
нералов, переработанных гравитационным процессом в США,
был выше, чем переработанных флотацией. Основную долю по-
лезных ископаемых, переработанных гравитационным способом
в США, составляют уголь и железная руда.
7
Однако было бы ошибочным предполагать, что гравитаци-
онное обогащение применяется только для переработки угля и
железной руды. Все методы гравитационного обогащения обес-
печивают, в основном, более низкие эксплуатационные расходы
на 1 т продукции, чем флотация, и обычно требуют меньшей
установочной мощности. В гравитационном обогащении не ис-
пользуют дорогие реагенты, стоимость которых (для флотации)
непрерывно растет. За исключением утилизации шламов (что.
является общим с флотацией), ущерб, наносимый окружающей
среде сточными водами гравитационной фабрики, значительно
ниже, чем сточными водами флотационной фабрики, вследствие
присутствия в последних органических реагентов и продуктов их
реакций [3].
Современные изменения в области гравитационного обогаще-
ния относятся главным образом к созданию высокопроизводи-
тельного, высокоэффективного, но недорогого оборудования; со-
временные гравитационные фабрики просты и недороги по срав-
нению с более ранними.
Относительная дешевизна гравитационного обогащения круп-
ных частиц обусловливает его преимущество при определении
способа отсортировки относительно крупных безрудных отходов
даже на больших флотационных фабриках.
Сколько руды измельчают до флотационной крупности, не
задумываясь о действительной степени раскрытия ценных мине-
ралов? Сколько материальных и трудовых ресурсов можно сэко-
номить, не придерживаясь принципа измельчать каждую тонну
руды до крупности, требуемой для флотации?
Сколько раз имелась альтернатива, в то время как применя-
лись дорогостоящие процессы, хотя гравитационное обогащение
было не только дешевле, но и обеспечивало лучшие характери-
стики получаемых продуктов?
Например, в работе [2] показано, что гравитационное обога-
щение золота перед цианированием, используемым только в ка-
честве контрольной операции, обеспечивает значительное повы-
шение извлечения очень тонкого золота.
С точки зрения экономики и затрат как труда, так и мате-
риалов не имеет смысла игнорировать любой путь, который
может существенно уменьшить и то, и другое. Так где может
быть использовано гравитационное обогащение? Очевидно, в на-
стоящее время в угольной и железорудной отраслях промыш-
ленности гравитационное разделение считают основным мето-
дом обогащения. А в других областях?
Гравитационное обогащение предпочтительно использовать
для богатых руд, раскрытие минералов которых происходит при
крупных размерах частиц, россыпных месторождений, а также
для предварительного обогащения и переработки руд в отдален-
ных районах или там, где требуются минимальные затраты. На-
8
иболее трудно перерабатывать жильные руды. В стадии сокра-
щения крупности всегда получается определенная доля шламов,
труднее всего извлекаемых гравитационными методами. Эффек-
тивность обогащения наиболее тяжелых минералов россыпных
месторождений высока, так как обычно в них порода полностью
раскрывается с малым образованием шламов, а крупная фрак-
ция безрудна (пустая).
Гравитационное обогащение — практически универсальный
способ переработки бедных руд россыпных месторождений
как в Северной Америке, так и в СССР. И хотя применяе-
мая технология может выглядеть архаичной, она проста, не-
дорога, потребляет мало энергии и остается наиболее эконо-
мичной.
Главная проблема гравитационного обогащения — извлече-
ние шламов—заключена в самом процессе. Разделение по плот-
ности обычно происходит при пропускании друг за другом через
процесс отдельных частиц. Это требует большой площади кон-
центрации.
Даже наиболее сложные гравитационные аппараты для пе-
реработки шламов ограничивают нижний предел крупности
практически 10 мкм.
Однако в настоящее время гравитационное обогащение ис-
пользуется для переработки не одного-двух, а целого ряда мине-
ралов — от андалузита до циркона, от угля до алмазов, от ми-
неральных песков до оксидов металлов и от промышленных ми-
нералов до редких металлов.
Несмотря на то, что гравитационные методы издавна широко
используются во всем мире для обогащения многих минералов,
не существует точной науки, которая могла бы дать модель и
математическое описание процесса. Очевидно, что очень разно-
родное оборудование используется из-за недостаточного пони-
мания процессов гравитационного обогащения. В течение дли-
тельного времени различные исследователи изучают механизм
действия этого оборудования; однако единой теории обогащения
не существует, и она не может быть создана.
В данной книге автор не стремится свести гравитационное
обогащение к серии уравнений, а больше исследует существую-
щие мнения о предмете.
В соответствующих разделах рассмотрены оборудование,
применяемое в настоящее время (разд. II), и типовые схемы
гравитационного обогащения в промышленности (разд. III).
В разд. I дан анализ различных аспектов гравитационного обо-
гащения больше с теоретической точки зрения.
В гл. 2—4 рассмотрены методы лабораторных исследований
для определения свойств руды и возможности применения гра-
витационного обогащения, а в гл. 5, 6 — современная теория
этого процесса.
9
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Agricola, G. (1556). De Re Metallica Trans Hoover, H. C. and Hoover,
L. H., Dover Publications, N. Y. 1950 Book XIII.
2. Bath., M. D., Duncan and Rudolph, E. R. (1973). Some Factors Influen-
cing Gold Recovery by Gravity Concentration. J. Afr. Inst. Min. and Metall.
73 No. 11 June 363—378.
3. Burt, R. 0. and Mills, C. (1982). Gravity Concentration — a process at
the Crossroads. Paper presented at 111th Meeting of the Am. Inst. Min. Eng.
Dallas, February 12 pp.
4. Mills, C. (1978). Process Design, Scale-Up and Plant Design for Gra-
vity Concentration. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral Pro-
cessing Plant Design AIME New York, Chapter 18 404—426.
5. Pliny, С. P. S. (circa 70). Natural History Book 33, 21.
Глава 2 > >
РАЗВИТИЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ
Гравитационное обогащение — физический процесс, в котором
отделение одного минерала от другого зависит от их относи-
тельного движения под действием силы тяжести п каких-либо
других (одной или нескольких) сил.
Параметры, определяющие относительное движение частиц,
включают в себя их массу, размеры, объем и плотность не
только в абсолютных значениях, но и относительно других ча-
стиц. Если для двух гипотетических минералов любой из этих
параметров существенно различается, а другие нет, то разделе-
ние минералов происходит относительно легко. Однако практи-
чески в каждом конкретном случае встречается набор разных
минералов, каждый с частицами различной плотности, крупно-
сти, объема и массы, и поэтому легкость или трудность разде-
ления частиц зависит от относительных различий этих парамет-
ров и от того, способствуют или противодействуют такие разли-
чия разделению.
Гравитационное обогащение не является точной наукой.
И хотя были сделаны некоторые попытки определить все пара-
метры, от которых зависит степень разделения минералов, они
оказались неудовлетворительными. Однако это не исключает
полных и тщательных исследований по развитию схем гравита-
ционного обогащения, будет ли это коренным изменением или
дополнением к разработанным. В данной главе исследуют ме-
тоды испытания схем гравитационного обогащения.
Для разработки удовлетворительной схемы необходимо
иметь представительную пробу руды, хотя для нового рудного
тела этот образец может быть компромиссным решением. Это
должно быть очевидным, но часто не контролируется инжене-
ром-обогатителем. Плохая проба отразится на всех исследова-
10
ниях, которые окажутся бесполезными и могут привести в ре-
зультате к полностью неправильно спроектированному пред-
приятию.
Минералогическое исследование. Ключ к эффективному раз-
делению минералов лежит через понимание минералогии разде-
ляемой руды. Это важно для гравитационного обогащения так
же, как и для других методов. Минералогическое исследование
не должно ограничиваться ценными минералами, его следует
проводить и для ассоциированных или породных минералов, что
имеет большое значение для разработки процесса переработки.
Например, турмалин, имеющий плотность 3100 кг/м3, может
создавать большие трудности. В большинстве разделяющих уст-
ройств он уходит в промежуточную фракцию, которая при из-
бытке заливает сепаратор, вызывая как перегрузку оборудова-
ния, так и ухудшение качества концентрата и снижение извле-
чения.
Необходимо также помнить, что минералы не химические ре-
активы, и их состав значительно изменяется, так же как и фи-
зические, химические свойства и содержание примесей от одного
месторождения к другому, а иногда и внутри месторождения.
ЭВМ, подключенная к рентгеновским анализаторам, могла
бы стать основой для минералогических исследований [8, 9], од-
нако только относительно немногие предприятия могут позво-
лить себе иметь такое оборудование, которое главным образом
применяется при исследовании сложных случаев разделения или
там, где другие методы неэффективны. Исследование с минера-
логическим и бинокулярным микроскопом требует больше усер-
дия, но часто дает почти такую же информацию.
Минералогическое исследование в идеальном случае позво-
ляет определить не только присутствие основных разновидно-
стей минералов, но и их относительное содержание и размеры
зерен. Оно также указывает на возможность относительно лег-
кого применения гравитационного обогащения как способа пе-
реработки.
Более подробно минералогические аспекты переработки ми-
нералов рассмотрены в гл. 3.
Предварительное физическое исследование. Допустив воз-
можность гравитационного обогащения, необходимо ответить на
следующие наиболее важные вопросы. Может ли быть получен
концентрат товарного качества? При каком извлечении? При
какой крупности измельчения? Практика переработки минера-
лов доказывает, что не только тяжелые или ценные минералы
должны быть выделены вскоре после их раскрытия, но и хвосты
должны быть получены по возможности крупнозернистыми.
Крупность материала, при которой эти два требования выпол-
няются, редко совпадает [5]. Однако аллювиальные россыпи или
прибрежные пески отличаются в этом отношении, так как
11
можно допустить, что после разрушения агрегатов раскрытие
является полным.
Различие в крупности раскрытия ценных минералов и
пустой породы влияет на выбор основной технологической
схемы:
дробление (измельчение) и многостадиальное обогащение,
в каждой стадии которого производятся отвальные хвосты и чер-
новой концентрат, перерабатываемый в следующей стадии;
дробление (измельчение) и многостадиальное обогащение,
в каждой стадии которого производятся окончательный концен-
трат и хвосты, перерабатываемые в следующей стадии;
комбинация двух предыдущих схем;
дробление (измельчение) руды до окончательного раскрытия
минералов с последующим обогащением. Эта схема мало при-
емлема, так как неизменно сопровождается большими потерями
минералов в виде шламов.
Первое требование — определение оптимальной степени рас-
крытия как породных, так и ценных минералов, для чего при-
меняют два метода: разделение в тяжелых жидкостях или фи-
зическое разделение в обычном лабораторном сепараторе. Пер-
вый метод требует больше времени, но дает лучшие результаты.
Для комплексных руд необходимо, вероятно, использовать по-
следовательную тяжелосредную сепарацию.
Разделение в тяжелых жидкостях. Тяжелосредная сепарация
подробно рассмотрена в гл. 4. Последовательная тяжелосред-
ная сепарация — процесс, широко применяемый в угольной про-
мышленности и относительно редко при переработке минералов.
При обычно сходной технологии сепарации используют разные
жидкости, так как требования к плотности разделения разли-
чаются.
Наиболее известная специалистам-обогатителям тяжелая
жидкость—1,1,2,2-тетрабромэтан (ТБЭ) плотностью 2960 кг/м3.
Однако простое разделение при этой плотности бесполезно,
так как дает информацию только о том, что одни частицы рас-
крыты, а другие нет. ТБЭ можно разбавлять ацетоном до лю-
бой желаемой плотности, обычно несколько большей, чем плот-
ность основных породных минералов в руде.
Жидкость Клеричи (водный раствор формиата и малоната
таллия) при комнатной температуре имеет плотность 4200 кг/м3
и может быть разбавлена водой до любой требуемой плотности
ниже этой. Раствор Клеричи не так опасен, как принято счи-
тать, если правильно с ним обращаться. На предприятии
«Танко» он используется несколько лет без вредного действия на
кого-либо из персонала. Состав химикатов и технология их при-
менения описаны в работе [3]. Однако использование токсичных
реактивов в настоящее время в некоторых странах запрещено,
и этот запрет следует распространить и на другие регионы.
12
Рис. 2.1. Изучение раскрытия при помощи тяжелосредного анализа:
I — фракция, всплывшая при плотности 2700 кг/м3; 11 — фракция, потонувшая при
плотности 2700 кг/м3, но всплывшая при плотности 4200 кг/м3; II! — фракция, потонув-
шая при плотности 4200 кг/м3
Перед употреблением реактивов следует ознакомиться с ин-
струкцией по обращению с ними.
Для определения степени раскрытия можно использовать две
жидкости: одну с плотностью несколько выше, чем плотность
основной массы породных минералов, а другую — с плотностью,
необходимой для получения фракции товарного качества или
близкой к ней. Представительную пробу основной массы руды
тщательно измельчают до крупности примерно 5 мм, классифи-
цируют по граничной крупности 50 мкм и каждый класс разде-
ляют в двух тяжелых жидкостях.
Типичные результаты исследований представлены графиче-
ски на рис. 2.1. Так, для руды одного типа (рис. 2.1, а) необхо-
димо предварительное обогащение после измельчения до круп-
ности А раскрытия породы с последующим доизмельчением
грубого концентрата до крупности В для окончательного обога-
щения. Руда другого типа (рис. 2.1, б) должна быть измельчена
в замкнутом цикле до крупности С для предварительного обога-
щения с последующим доизмельчением до крупности D черно-
вых хвостов и их дообогащением.
Если руда имеет сложный состав, промежуточная фракция
велика или трудно достигнуть товарного качества концентрата,
то требуется полный анализ в тяжелых жидкостях.
Почти без исключении это требуется при исследовании обо-
гащения угля. В гл. 4 приведены некоторые примеры последо-
вательной тяжелосредной сепарации угля.
13
Результаты анализов последовательной сепарации в тяже-
лых жидкостях могут быть представлены в виде кривых: плот-
ностей; суммарного выхода потонувшей фракции; суммарного
выхода всплывшей фракции; частного выхода; допустимого от-
клонения плотности; содержания — извлечения.
На начальных стадиях изучения гравитационного обогаще-
ния все кривые одинаково важны. Кривые допустимого отклоне-
ния плотности представляют, в частности, интерес с точки зре-
ния выбора процесса. В основном эти кривые показывают выход
рудной головки в процентах, который будет падать в данном
интервале допустимой плотности разделения, т. е. ±50;
100 кг/м3.
По данным предварительных минералогических исследова-
ний и испытаний в тяжелой жидкости можно определить, при-
менимо ли гравитационное разделение при обогащении данной
руды и какие гравитационные аппараты пригодны для этого.
Однако не надо думать, что достигнутые результаты могут
быть автоматически воспроизведены на фабрике. Данные явля-
ются «абсолютными» — это лучшее, что может быть достигнуто
в идеальных опытных, лабораторных, условиях. Разделение в тя-
желых жидкостях, как и в промышленности, происходит в со-
ответствии с относительной плотностью различных частиц по
сравнению с плотностью тяжелой жидкости; крупность частиц,
их масса и форма, как правило, не оказывают влияния.
Пример использования данных. Рассмотрим гипо-
тетический пример использования последовательного разделе-
ния в тяжелой жидкости при разработке схемы разделения ми-
нералов — испытание бедной оловянной руды. Исследование под
микроскопом показало, что для касситерита, хотя и номинально
свободного при крупности 400 мкм, одновременно наблюдается
значительное взаимное прорастание при крупности 100 мкм.
Возникает вопрос, можно ли достичь экономичного извлече-
ния олова при требуемом содержании его в концентрате 30 %,
если руду измельчать до номинальной крупности раскрытия.
Рассмотрим результаты опытов по последовательному разделе-
нию в тяжелой жидкости пробы руды, измельченной до 400 мкм
и обесшламленной (табл. 2.1).
Кривая зависимости содержания олова в концентрате от его
извлечения (рис. 2.2) показывает, что при требуемом качестве
(30 %) извлечение составляет только 59 % и его нельзя отнести
к экономичному.
Достигнуть приемлемого извлечения можно с помощью мно-
гостадиального обогащения. Вероятно, необходима комбинация
первичного обогащения с получением бедного концентрата, пе-
речищаемого в отдельном аппарате для получения концентрата
требуемого качества, с дообогащением хвостов после тщатель-
ного доизмельчения.
14
Исходная руда 100 — 0,374 37,38
Рис. 2.2. Зависимость суммарного
содержания олова от его извле-
чения в концентрат
Суммарное содержание Sn S
тяжелой фракции, %
Рис. 2.3. Зависимость суммарного
выхода тяжелой фракции (/) и сум-
марного содержания олова в ней
(2) от плотности разделения
При содержании олова в черновом концентрате 5 % извле-
чение его составит 84 %, а выход — 6 % (рис. 2.3). Из кривой
плотности видно, что плотность разделения составляет 3050 кг/м3
и только 4 % питания попадает в интервал плотности 3050±
± 100 кг/м3.
Первичное обогащение, следовательно, достаточно просто
осуществляется. Определение параметров перечистных процес-
сов требует исследования поведения в тяжелых жидкостях из-
мельченных проб чернового концентрата.
Опытно-промышленные исследования в противоположность
или в дополнение к разделению в тяжелых жидкостях могут
быть проведены на пробах массой немногим более нескольких
граммов для подтверждения данных по раскрытию минералов
или последовательному разделению в тяжелых жидкостях. При
испытаниях в опытном масштабе принимают во внимание круп-
ность частиц, их массу и объем, а также относительную плот-
ность, поэтому их результаты наиболее близки к промышлен-
ным данным. Однако они зависят от квалификации оператора,
проводящего испытания, и от степени владения им стандарт-
ными методами.
Для лаборатории в странах, где жидкость Клеричи запре-
щена, и для тех, кто не может пользоваться рентгеновским мик-
роанализатором, только непосредственные испытания в лабора-
торном масштабе являются доступным эффективным методом.
Ручная промывка. Один из наиболее старых методов
проведения непосредственных исследований на пробах массой
16
Рис. 2.4. Лабораторный се-
паратор Мозли:
/—лоток; 2 — контрольная па-
нель; 3 — винт для регулирова-
ния наклона; 4 — блок регули-
рования скорости; 5—электро-
двигатель; 6 — регулируемые
кривошипы; 7 — разгрузочный
желоб
Рис. 2.5. Распределение ма-
териала на V-образном (а)
и плоском (б) лотках ла-
бораторного сепаратора
Мозли:
/ — начало работы; 2—5 — соот-
ветственно через 0,5; 1; 3;
5 мин
несколько граммов — промывка в ковше или на концентраци-
онной тарелке. В любом случае квалификация оператора дол-
жна быть высокой.
Лабораторный сепаратор Мозли для мине-
ралов. Это относительно новое устройство, но вследствие про-
стоты его действия и механических преимуществ он быстро ста-
новится одним из стандартных аппаратов для гравитационного
обогащения в лабораторных условиях.
Лабораторный сепаратор Мозли (рис. 2.4) состоит в основ-
ном из поверхности сепарации или лотка, слегка наклоненного
в одном направлении и совершающего простые гармонические
колебания с помощью кривошипного механизма в другом на-
правлении.
В комплекте этого оборудования имеются два различных
лотка. Первый — плоский используется для разделения более
17
Извлечение, /а
Рис. 2.6. Сравнение показателей раз-
деления при анализе в тяжелых
жидкостях (7) и на сепараторе Моз-
ли (2) оловянной (я) и вольфрамо-
вой (б) руды [2]
Рис. 2.7. Контуры извлечения гипо-
тетической оловянной руды, содер-
жащей 30 % So при двухстадиаль-
ном измельчении [13]:
/ — область недосягаемого измельчения
тонкого материала крупностью 10—100 мкм [1], а для частиц
крупностью 100—200 мкм используется V-образный лоток, на-
клоненный под углом 165° [2]. В последнем случае разделение
улучшается дополнительным продольным встряхиванием,
а также поперечными колебаниями. Встряхивание осуществля-
ется двумя буферами, ударяющими в закрепленный стальной
стержень дважды в каждое колебание. Буферы оттягиваются от
стержня кулачковым механизмом и роликовой системой и воз-
вращаются к стержню пружиной.
Оба лотка используются в работе аналогичным образом.
Пробы массой 5—100 г помещают в верхней части лотка, сма-
чивают и заставляют лоток вибрировать в течение заданного пе-
риода времени. Тяжелые частицы остаются на лотке или (при
разновидности удара по концу) медленно движутся вверх по
лотку. Легкие частицы стекают вниз по лотку в разгрузочный
желоб под действием небольшого потока орошающей воды. Во
время работы отбирают пробы легкой фракции. По завершении
разделения (3—5 мин) концентраты будут находиться в верх-
ней части лотка, а промпродукты — в нижней. Они могут быть
затем смыты с лотка в отдельные контейнеры (рис. 2.5).
Переменные параметры следующие: тип лотка, продольный
наклон (1,75—3°), частота колебаний (60—110 мин1, стандарт-
ная частота 80—100 мин”1), амплитуда (6—15 мм, обычно 6—
10 мм) и расход орошающей воды (обычно 3 л/мин).
При работе на классифицированных пробах лабораторный
сепаратор Мозли может приблизиться по эффективности к раз-
делению в тяжелой жидкости (рис. 2.6) [2].
18
Лабораторные испытания с помощью сепаратора требуют не-
много времени, и поэтому можно обработать большое число
проб. Например, при анализе в тяжелой жидкости гипотетиче-
ской оловянной руды показано, что технологическая схема ее
переработки должна предусматривать стадиальное измельчение
и обогащение. Это предположение может быть подтверждено
проведением серии факторных экспериментов в лабораторном
масштабе, изменяя крупность измельчения в I и II стадиях и
промпродукта [2]. Полученные данные могут быть обобщены
графически и для нашей гипотетической руды (рис. 2.7) пока-
зывают, что первичное измельчение до 400 мкм и последующее
доизмельчение промпродукта до 150 мкм позволяют получить
оптимальное извлечение.
Лабораторные испытания. На этой стадии усовершенство-
вания схемы после минералогического исследования, анализов
в тяжелой жидкости и лабораторных исследований определяют:
возможность гравитационного разделения;
вероятную количественную и качественную характеристику
продуктов гравитационного обогащения;
крупность раскрытия породных и полезных минералов и наи-
более подходящую крупность измельчения для получения опти-
мальных технологических показателей.
На следующей стадии определяют оборудование, наиболее
подходящее для переработки руды, а также схему переработки.
Для гравитационного обогащения имеется широкий выбор обо-
рудования, но, как бы это ни показалось устрашающим, для лю-
бого частного случая его можно сузить до нескольких конкури-
рующих аппаратов; более подробно это описано в гл. 7.
Оборудование для маломасштабных испытаний. Испытания
в лабораторном масштабе требуют подготовки довольно боль-
ших проб. Также необходимо предусмотреть подготовку пита-
ния. Она может включать в себя измельчение до крупности рас-
крытия, обесшламливание, грохочение для удаления нежела-
тельного крупного класса, гидравлическую классификацию или
комбинацию вышеперечисленных методов. Во всех случаях под-
готовки питания обесшламливание является обычным этапом,
необходимым для успешного гравитационного обогащения.
Классификацию питания перед обогащением всегда проводят
методом, предполагаемым для полномасштабного производства.
Например, концентрационные сотрясательные столы показы-
вают различные результаты при гидравлически классифициро-
ванном и отгрохоченном питании, и если один метод использу-
ется в лаборатории, а другой проектируется для фабрики, то
при пуске фабрики могут возникнуть нежелательные неожидан-
ности.
Большинство производителей дают рекомендации к выпус-
каемому оборудованию, но показатели, особенно для тонких
19
частиц, должны быть тщательно исследованы. Так как главная
цель данного этапа испытаний — изучение технологических ха-
рактеристик, каждую стадию предполагаемого процесса необхо-
димо, по возможности, испытать на достаточно больших пробах
для обеспечения воспроизводимости данных и получения доста-
точно большого количества продуктов для следующего этапа.
Для лабораторных мокрых испытаний больше всего подой-
дут столы Дайстер 15-S, Вифлей 13А или Вифлей 13В (послед-
ний имеет несколько большую деку, чем второй, производитель-
ность которого сравнима с производительностью первого). Ча-
стично рифленая дека (наиболее часто используемая) произво-
дит продукт, аналогичный продукту при классификации в тон-
ком слое (промпродукты—крупнозернистые тяжелые частицы и
мелкозернистые легкие); полностью рифленая дека подобна
классификации в объеме пульпы (промпродукт содержит круп-
нозернистые легкие частицы и тонкозернистые тяжелые).
Производительность лабораторного сотрясательного стола
приблизительно пропорциональна площади его поверхности, и
это помогает при переходе к столу большего размера. Промыш-
ленный песковый стол имеет производительность 0,5—2 т/ч, за-
висящую, кроме других факторов, от крупности разделения;
Дайстер 15-S имеет размер в 16 раз меньше и соответственно
производительность 30—120 кг/ч.
Лабораторные сотрясательные столы не способны эффек-
тивно разделять частицы крупностью меньше 75 мкм. Столы,
применяемые для переработки материала класса — 75 мкм,
имеют характеристику, сходную с лабораторным сепаратором
Мозли или с лабораторным шлюзом Бартлез; последний также
используется для испытаний на применимость сепаратора Барт-
лез-Мозли и концентратора Бартлез-Кроссбелт.
В табл. 2.2, 2.3 и на рис. 2.8 показаны примеры для срав-
нения данных, полученных в лабораторных и промышленных ус?
ТАБЛИЦА 2.2
Лабораторные и промышленные показатели обогащения на концентрационных
столах чернового концентрата винтовых сепараторов
Продукт Лабораторные условия Промышленные условия
Выход, % Содержа- ние Та2О5, % Извлече- ние Та2О5, % Выход, % Содер- жание * TaaOj, Иэвлече- ние *Ta2Of, %
Концентрат 3.13 46,91 89,7 3,36 49,17 91
Хвосты 96,87 0,174 10,3 96,64 0,169 9
Исходный 100 1,64 100 100 1,82 100
20
ТАБЛИЦА 2.3
Перенос данных по переработке шламов танталовой руды
Продукт Лабораторный шлюз Бартлез Промышленные условия
Выход, % Содер- жание Та;О3, % Извлече- ние Та.2О5, % Выход, ?о Содер- жание Та2О5, % Извлече- ние Та2О5, ?'о
Концентрат 0.10 38,5 37,6 0,08 41,5 35,0
Промпродукт 17,5 0,123 21,6 18,32 0,127 21,7
X восты 82,4 0,151 41,2 81,6 0,052 43,3
Исходный 100 0,102 100 100 0,098 100
ловиях. В общих чертах можно видеть, что перенесение, по
крайней мере, технологических показателей может быть сделано
с уверенностью.
Наиболее известная лабораторная отсадочная машина—Ден-
вер № 1М, применяемая для обработки проб массой около 2 кг.
Прозрачный корпус машины позволяет легко следить за процес-
сом отсадки. Однако данные, полученные в машине Денвер
№ 1М, довольно трудно перенести в промышленный процесс, и
если это необходимо, то нужно использовать более крупную «се-
лективную» отсадочную машину Денвер 100X152 мм. Эта отса-
дочная машина создана для работы на неклассифицированном
питании; переход к промышленным агрегатам основан на том,
что производительность машины пропорциональна площади по-
стели.
Лабораторные испытания винтового сепаратора не могут
быть проведены как следует, и поэтому требуется полномас-
Рис. 2.8. Сравнение данных полученных на лабораторном сепараторе Мозли
и промышленных концентрационных сотрясательных столах (2) [14]:
я — отверстие большого размера; б — отверстие среднего размера; в—маленькое от-
верстие
21
штабный эксперимент. Из серии сепараторов, применяемых в на-
стоящее время, трудно выбрать один винтовой сепаратор для
данной лаборатории. Многоотводное оборудование предпочти-
тельнее агрегатов с лимитированным отводом (см. гл. 13), так
как позволяет производить регулярный отбор проб и в любой
момент может быть превращено в последний путем блокировки
отверстий для концентрата. Оно требует больших йроб (около
100 кг), но при переходе в промышленные условия не создает
проблем.
Опытные работы на любом вышеперичесленном оборудова-
нии должны проводиться на основе предварительных исследова-
ний с измерением всех эксплуатационных параметров. Сущест-
вуют три общих метода проведения лабораторных испытаний
этого типа. Один состоит в достижении постоянных по качеству
продуктов испытания. Это частично применимо к столам. Пита-
ние поступает в аппарат до тех пор, пока не установится режим
его работы, после чего берут пробу продуктов для взвешивания
и анализа. Этот метод дает превосходную картину распределе-
ния ценного минерала в аппарате, что более важно, распределе-
ние сростков и подлинных (в противоположность механическим)
промпродуктов.
Метод, предпочитаемый некоторыми работниками, — опыт
типа «затухания» промпродуктов. В этом случае концентрат и
хвосты непрерывно отбираются, в то время как промпродукты
возвращаются в начало процесса. Этот метод может быть приго-
ден для полностью раскрытой руды, такой, как некоторые ми-
неральные пески, где преобладают механически связанные пром-
продукты. Однако он неприменим, если промпродукты явля-
ются сростками, так как они попадают либо в концентрат, либо
в хвосты, что может ввести в заблуждение, если фракция пром-
продуктов нуждается в доизмельчении для дальнейшего рас-
крытия.
И наконец, существует простой метод с двумя или тремя про-
дуктами. Он неизбежен при лабораторном испытании отсадки,
но в лабораторной стадии испытаний гравитационного обогаще-
ния реально не используется. Три продукта (концентрат, пром-
продукты и хвосты) могут всегда быть составлены из множе-
ства проб продуктов испытаний. Сложная система отбора поз-
воляет конструировать составной концентрат с последующим
анализом продуктов, что уменьшает общее число требуемых
испытаний и соответственно возможные ошибки инженеров-обо-
гатителей.
Оборудование для испытаний в укрупненном масштабе. Ла-
бораторные испытания конусов Рейхерта или суживающихся
желобов более трудно, так как схемы потоков продуктов в них
сложные и требуется предварительная подготовка их внутри
оборудования (см. гл. 12). Для промышленных испытаний ко-
22
Рис. 2.9. Сравнение резуль-
татов разделения минераль-
ных песков на конусе Рей-
херта 4DS (а) и на уста-
новке из 12 желобов Рей-
херта (б) [7]
нуса Рейхерта требуется 50—100 т исходного материала, а для
моделирования характеристик системы желобов Рейхерта [7]—
не менее 1 т.
Испытания этих устройств в основном проводят в промыш-
ленных лабораториях, имеющих необходимое оборудование. Та-
кие лаборатории в основном выполняют факторную программу
испытания, упрощенную по методике математического модели-
рования, созданной Холланд-Баттом [6].
Желоб имеет производительность, равную '/12 производитель-
ности конуса, и поэтому возможен основной масштабный пере-
ход (рис. 2.9).
Тяжелосредное разделение идеально имитируется разделе-
нием в тяжелых жидкостях. Допустив возможность указанного
процесса, следует оставить их испытания для производителей
оборудования.
Использование данных. Очень возможно, что данных, полу-
ченных при лабораторных испытаниях, достаточно для проекти-
рования установки. Это удачно, так как опытно-промышленные
испытания исключительно трудны.
Например, лабораторные испытания гипотетической оловян-
ной руды можно провести следующим образом.
Допустим, что размеры рудного тела и другие промышлен-
ные факторы обеспечивают производительность установки
1500 т/сут или 65 т/ч руды. В этом случае оборудование, подхо-
дящее для переработки 65 т/ч материала крупностью — 400 мкм,
ограничивается шлюзами, конусами, винтовыми сепараторами
или столами (допускается, что предварительное обогащение тя-
желосредной сепарацией в данном случае не имело смысла).
Хотя простой конус можно приблизить к идеальному, он не ги-
бок при проектировании или работе; шлюзы менее эффективны,
чем винтовые сепараторы или столы.
Принимая во внимание качество руды, потребовался бы про-
стой недорогой цикл чернового обогащения; следовательно, воз-
23
можно, что черновой цикл с использованием винтовых сепара-
торов наиболее предпочтителен с точки зрения требуемых капи-
тальных вложений, особенно, если самый тонкий продукт
(—50 мкм) был бы переработан на гравитационном оборудова-
нии для обогащения тонких частиц. Эффективная классифика-
ция питания по классу 50 мкм необходима для минимизации
потерь в винтовых сепараторах тонких частиц олова. Хотя эф-
фективное грохочение может теоретически минимизировать по-
тери тонкого олова, можно доказать, что, несмотря на дорого-
визну, может возникнуть необходимость пойти на компромисс—
использовать циклон и цикл Хукки.
Программа испытаний может быть следующей.
1. Замкнутый цикл измельчения 1 т руды до крупности
80 % класса —400 мкм предпочтительно в шаровой мельнице
с разгрузкой через решетку или стержневой мельнице неподхо-
дящим грохотом. Отделение двух проб по 100 кг для этапа 2,
сохранив достаточно материала для этапов 3—10.
2. Грохочение по классу 50 мкм пробы (100 кг) измельчен-
ной руды на подходящем лабораторном грохоте для мокрого
тонкого грохочения с сохранением продуктов. Моделирование
классификации в циклоне — классификаторе Хукки с помощью
двух-трех стадий циклонирования следующей пробы питания
(100 кг) с сохранением продуктов.
Проведение опытных работ на пробах обоих «песковых» про-
дуктов в замкнутом цикле с винтовыми сепараторами позволяет
определить оптимальные условия обогащения для каждого про-
дукта и подтвердить способ классификации по крупности: за-
траты на тонкое грохочение делают его более экономичным по
сравнению с классификацией.
Эти опытные работы показывают, что грохочение и класси-
фикация дают в равной степени удовлетворительные результаты
и что оптимальное извлечение может быть достигнуто только
при содержании олова 1 %; вероятно, требуется двухстадиаль-
ная сепарация на винтовых сепараторах.
3. Двойное (или тройное) циклонирование оставшегося пи-
тания, а затем обработка всего пескового продукта циклона при
оптимальных условиях для получения первичного концентрата
(около 150—200 кг при содержании олова 1 %). Слив циклона
сохраняется для этапов 8—10.
4. Повторная обработка первичного концентрата на винто-
вых сепараторах и получение окончательного концентрата из
всего материала (около 30—40 кг с содержанием олова 5 %).
5. Гидравлическая классификация первичного концентрата
на три-четыре фракции в лабораторном гидроклассификаторе.
6. Проведение испытаний обогащения на концентрационных
столах каждого пескового продукта классификатора. Так как
в наличии имеется немного исходного материала, то для полу-
24
чения необходимого количества продуктов следует рециркули-
ровать материал до тех пор, пока не установится режим
работы.
7. Предположим, что получили окончательный концентрат
с содержанием олова 30 %, большое количество промпродукта,
содержащего основную массу олова в сростках, и бедные хво-
сты. В этом случае промпродукт концентрационных столов сле-
дует измельчить в замкнутом цикле до крупности 150 мкм и
повторить этапы 5 и 6.
8. Первичные шламы (—50 мкм) следует перерабатывать на
специализированном гравитационном оборудовании для тонких
частиц. Так как эта фракция, возможно, составляет 20 % пита-
ния, или 300 т/сут, может потребоваться аппарат большой про-
изводительности, например сепаратор Бартлез-Мозли с предва-
рительным обесшламливанием или без него. Пробы материала
должны быть испытаны на лабораторном шлюзе Бартлез или
на опытной установке с оборудованием Бартлез-Мозли для оп-
ределения оптимальных условий процесса.
9. При оптимальных условиях остаток шламов должен быть
переработан с получением чернового концентрата, который
может потребовать доводки. Дообогащение шламов может быть
осуществлено на лабораторном шлюзе Бартлез или лаборатор-
ном сепараторе Мозли.
10. Как альтернатива или в дополнение к этапам 8—9 может
быть испытана флотация.
В результате выполнения этой программы (предполагаются
удовлетворительные результаты) разработана предварительная
схема переработки (рис. 2.10).
По данной схеме получают некоторые продукты, участь ко-
торых не может быть полностью определена в лабораторных
испытаниях: хвосты перечистного винтового сепаратора (воз-
врат или сброс?), слив гидроклассификатора (обезвоживание и
переработка на шламовых аппаратах?), промпродукты пром-
продуктовых концентрационных столов (цикл для доизмельче-
ния?), промпродукты и хвосты промпродуктовых концентраци-
онных столов (сброс или возврат на столы первой стадии?),
хвосты обогащения шламов (возврат или сброс?).
Принимая решение на этой стадии, следует помнить, что
прямой возврат будет изменять продукты и, главным образом,
содержание ценного компонента. Рост циркулирующих пром-
продуктов может быть отрицательным для схемы, и необходимо
иметь в виду, что промпродукты должны быть скорее «механи-
ческими», чем «истинными» (см. гл. 25).
Однако, так как выход этих сомнительных продуктов отно-
сительно мал, все же лучше выбрать правильное решение, не
пытаясь построить непрерывную опытную установку для их ис-
пытаний.
25
Рис. 2.10. Возможная технологическая схема переработки гипотетической
оловянной руды:
/ — первичный грохот; 2 — стержневая мельница или шаровая мельница с разгрузкой
через решетку; 3 — классифицирующий циклон,- 4 — конус Хукки; 5 — винтовые сепа-
раторы для чернового обогащения; 6 — винтовые сепараторы для перечистки; 7 — гидро-
классификатор; 8 — сотрясательные столы; 9 — тонкое грохочение; 10 — мельница для
доизмельчения; 11 — гидроклассификатор; 12 — промпродуктовые столы; 13 — обесшлам-
ливающие циклоны; 14 — сепаратор Бартлез-Мозли; 15 — сепаратор Бартлез-Кроссбелт
Опытные работы на пилотной установке. Пилотные испыта-
ния отдельных видов оборудования или частей технологической
схемы возможны (особенно в начале цикла) и часто гаранти-
рованы. Пилотные установки непрерывного действия, включаю-
щие все стадии схемы, являются, однако, весьма спорными.
Построить пилотную установку для мокрого гравитацион-
ного обогащения не так просто, как флотационную. Спроекти-
ровать и построить такую установку можно всегда, но обычно
необходимо принимать много компромиссных решений. Каждый
узел такой установки требует тщательного и точного (и часто
изобретательного) проектирования. Трудности, связанные с не-
прерывной пилотной установкой, можно оправдать в следующих
случаях.
1. Это важно из-за того, что пока получены незначительные
результаты.
2. Предполагаемая фабрика достаточно велика, поэтому не-
прерывная пилотная установка могла бы быть сооружена около
рудника (или недалеко от него) и служить в дальнейшем частью
26
полномасштабной фабрики. Концентрат пилотной установки по-
этому имеет определенную ценность и (или) может быть необ-
ходим для дальнейших испытаний.
3. Оборудование, необходимое для пилотной установки, в ос-
новном всегда приемлемо для фирмы из-за низких капитальных
затрат.
4. При других соображениях не технического порядка.
Приведем несколько примеров.
1. Низкосортная шеелитовая руда, испытания которой пока-
зали возможную трудность в получении товарного концентрата.
2. Большое бедное ильменит-цирконовое месторождение,
обеспечивающее производительность фабрики по руде 1500 т/ч,
если испытания электрической и магнитной сепарации должны
быть проведены на гравитационном концентрате.
3. Проектируемая фабрика должна перерабатывать хвосты
существующей ильменитовой фабрики с сухой схемой обогаще-
ния для получения цирконового продукта. Питание установки—
текущие хвосты; пилотная установка действительно соответ-
ствует существующей фабрике.
4. Предприятие хотело бы освоить новые минералы (т. е. на
фабрике, перерабатывающей свинцово-цинковые руды, планиру-
ется перерабатывать танталит-колумбитовые), но не осведом-
лено о технологии процесса. Правление фирмы считает, что де-
монстрация работы пилотной установки необходима для полу-
чения финансов.
Непрерывные пилотные установки могут быть очень дороги,
если они включают большие отсадочные машины (такие, как
IHC), шлюзы или конусы, хотя они и являются основным обо-
рудованием. За возможным исключением крупных россыпных и
железорудных месторождений, такие пилотные установки трудно
оправдать.
Наиболее важный вопрос, на который необходимо ответить:
будут ли результаты пилотных испытаний соответствовать за-
тратам или лабораторные испытания дадут почти ту же самую
информацию при значительно меньших издержках? Конечно,
нельзя прямо ответить на этот вопрос —в каждом случае
должно быть свое решение. . t .
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Апоп (1979). British-developed laboratory separator aids small-scale
mineral studies. Min. Mag, Jan. 45—48.
2. Anon (1980). Laboratory separator modifications improves recovery
of coarse grained heavy minerals. .Min. Mag. Aug. 158—161.
3. Browning, J. S. (1960). Heavy liquids and procedures for laboratory
separation of minerals. United States Bureau of Mines, Information Circular
No. 8007. 14 pp.
4. Burt, R. O. and Mills, C. (1983). Gravity Concentration — alive and
doing well. Paper presented to 85th AGM of CIM. Winnipeg, April 13 pp.
27
5. Burt, R. О. (1984). Gravity Concentration — from Bench Scale to
Plant. Paper presented to Annual Meeting of Canadian Miner. Proc. Ottawa
Jan. 21 pp.
6. Holland-Batt, A. B. (1978). Design of Gravity Concentration Circuits
by use of empirical mathematic models. In Jones, M. J. (Ed.) Proc. Eleventh
Commonwealth Mining and Metallurgical Congress Hong Kong. Inst. Min.
and Metall. London 1979. 133—144.
7. Holland-Batt, A. B., Balderson, G. F., and Cross, M. S. (1982). The
Application and Design of Wet Gravity Circuits in the South African Mine-
rals Industry. S. Afr. Min. and Metall. March 82 53—70.
8. Jones, M. P. (1979). Automatic Mineralogical Measurements in Mine-
ral Processing. XHIth Inter. Proc, Cong. Warsaw Elsevier. 533—564.
9. Jones, Af. P. (1982). Designing an X-ray image analyser for measuring
Mineralogical Data. XlVth Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Paper
VIII —417 pp.
10. Mills, C. (1978). Process Design, Scale-Up and Plant Design for
Gravity Concentration. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral
Processing Plant Design. AIME 404—422.
11. Moncrleff, G. A. and Lewis, P. J. (1977). Treatment of Tin Ores.
Trans. Inst. Min. and Metall. 86 A56—A60.
12. Topfer, E., Bilsing, U. and Wottgen, E. (1977). Methodical aspects
in the Development of Effective Processes for the Beneficiation of Complex
Finely Disseminated Cassiterite Ores. (2nd) Inter. Symposium on Tin. LaPaz
Bolivia.
13. Wells, D. T. and Elliot, A. J. (1982). Mill Modifications at South
Crofty Ltd. Improve Throughput and Recovery. XIV Inter. Miner. Proc. Cong.
Toronto С. I. M. Oct. Paper VI-4 18 pp.
14. Wills, B. A. (1981). Laboratory Simulation of Shaking Table Per-
formance. Min. Mag. June 489.
Глава 3
МИНЕРАЛОГИЧЕСКИЕ АСПЕКТЫ
ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ
Ключ к эффективному гравитационному обогащению (или
для любого другого процесса разделения минералов) —в пол-
ном понимании минералогических характеристик материала, ко-
торый подвергается обработке.
Обеспечение детальной минералогической информацией су-
щественно на всех этапах разведки и оценки месторождений,
а также при проектировании и работе установок, перерабаты-
вающих минералы. Эта информация необходима из-за четкой
корреляции, которая существует между минералогическими осо-
бенностями руды и ее характеристиками в процессах перера-
ботки.
Минералогия сама по себе обширный предмет. Она исполь-
зуется в горной промышленности геологами, горняками и обо-
гатителями. Существует как «чистая» минералогия, так и при-
кладная. В первом случае минералог, имеющий чистый кристал-
лический образец, подвергает его строгому исследованию и оп-
ределяет свойство этого кристалла. Во втором случае минера-
28
лог, горняк или инженер-обогатитель применяет такую инфор-
мацию для отделения одной составляющей рудного тела от дру-
гой. Этому последнему и посвящена данная глава, однако сле-
дует заметить, что по минералогии есть много прекрасных книг,
которые рекомендуются читателю для более глубокого изучения.
Данные, полученные в результате минералогического иссле-
дования. Требуемые данные включают количественную инфор-
мацию по рудам и минеральным агрегатам, а также по отдель-
ным минералам, определяемым в процессе переработки.
Идентификация. В первую очередь должны быть уста-
новлены все основные минералы, не только ценные, но и пород-
ные, которые влияют на качество продуктов фабрики или эф-
фективность процессов переработки.
Состав. Знание состава различных минералов даст воз-
можность инженеру предсказать вероятное качество продуктов,
которые могут быть получены при переработке.
Содержание. Количественный состав минералов (лучше,
чем элементный, определяемый химическим анализом) необхо-
димо знать для оценки месторождения. В некоторых случаях
может быть и возможно рассчитать содержание минералов про-
стого образца по результатам химических анализов. Однако,
как правило, химический анализ может обеспечить в лучшем
случае грубую оценку содержания минерала в руде или продук-
тах обогащения.
Комбинированная информация по идентификации, составу и
содержанию минералов показывает, как различные химические
элементы распределяются между минералами. Эта информация
затем может быть использована для оценки количества и каче-
ства различных продуктов, которые могут быть получены из
РУДЫ.
Размеры зерен. Размеры зерен минералов определяют
редко, несмотря на их влияние на раскрытие и переработку ми-
нералов. (Зерно состоит только из одного минерала; этот ми-
нерал может присутствовать в неразрушенной руде или может
составлять часть или целый фрагмент разрушенной руды.)
Проблемы, связанные с раскрытием избранного минерала из не-
разрушенной руды, зависят в большей мере от распределения
зерен этого минерала по крупности — грубозернистый материал
сравнительно легко выделяется, в то время как мелкозернистая
руда очень трудна для раскрытия. Кроме того, мелкие частицы,
которые получаются в процессе раскрытия мелкозернистой руды,
сами по себе часто трудно обрабатываются. (Частица — это от-
дельный фрагмент, который может содержать один или не-
сколько минералов).
Свойства минералов. Отделение одних минералов от
других основано на различии в свойствах, которые существуют
(или могут быть созданы) между ними. Одно из свойств, кото-
29
рое широко используется для целей разделения, — плотность,
обусловливающая так называемое гравитационное обогащение.
Различия в плотности, которые необходимы для осуществления
хорошего разделения, также варьируются в зависимости от раз-
меров обрабатываемых минеральных частиц.
Критерий концентрации. Существует много пара-
метров, используемых для определения пригодности руды для
гравитационного обогащения. Один параметр, который после-
довательно появляется при обсуждении гравитационного обога-
щения — это критерий концентрации. Его обычно определяют
как разницу между плотностью тяжелой фракции и плотностью
суспендированной жидкости, разделенную на разницу между
плотностью легкой фракции и плотностью суспендированной
жидкости. Алгебраически это выглядит следующим образом:
KK=(aft_G/)/(CTz_G/), (3.1)
где КК — критерий концентрации; оЛ—плотность тяжелого ми-
нерала, 1О '! кг/м3; ср-— плотность суспендированной жидкости,
кг/дм3; ог—плотность легкого минерала, 10-3 кг/м3.
Если плотность жидкости принимается за 1 кг/дм3, то выра-
жение (3.1) соответствует свободному падению частиц при нью-
тоновских условиях. Если плотность имеет другое значение (т. е.
среда не чистая вода), то происходит стесненное падение; к нему
применимы условия Стокса и из выражения (3.1) надо извлечь
квадратный корень. В этом нет ничего неправильного — разде-
ление при стесненном падении всегда происходит легче, чем при
условиях свободного падения. Однако разделение не всегда про-
исходит при ньютоновских условиях, а условия Стокса дают низ-
кие значения для критерия концентрации.
Для того, чтобы принять в расчет различия в форме частиц,
критерий концентрации следует умножить на коэффициент со-
отношения формы частиц. Этот коэффициент является долей ко-
эффициента формы при осаждении тяжелого минерала и коэф-
фициентом формы при осаждении легкого минерала. Коэффи-
циент формы при осаждении — отношение конечных скоростей
двух частиц одного и того же минерала, одного и того же раз-
мера, но различной формы; предполагается, что вторая ча-
стица— сфера. Если форма частицы принимается во внимание,
критерий концентрации может быть очень полезен. Если форма
игнорируется, то инженера могут ожидать неприятные сюр-
призы.
Измеренный (рассчитанный) критерий концентрации обычно
сравнивается при определении размеров частиц по стандартной
кривой. Такая кривая показана на рис. 3.1, где приведены не-
которые параметры критерия концентрации. Кривая показывает
границу, за которой гравитационное разделение становится фак-
тически невозможным [7]. Выше кривой, определяемой крите-
30
Рис. 3.1. Критерий концентрации для частиц различной крупности:
1 — золото — диоксид кремния (критерий концентрации равен 9); 2 — вольфрамит —
диоксид кремния (3,94); 3— касситерит — диоксид кремния (3,64); 4— монацит — ди-
оксид кремния (2,55); 5 — циркон — диоксид кремния (2,24); 6 — алмазы — диоксид крем-
ния (1.3); / — область более легкого разделения минералов; // — мокрое гравитацион-
ное обогащение невозможно
рием концентрации, находится область более легкого разделе-
ния минералов.
Критерий концентрации двух любых частиц может быть уве-
личен путем увеличения плотности разделяющей жидкости или
обеспечения максимального различия в плотности двух частиц.
Это соответствует тому, как если бы щ становилась равной или
большей су, т. е. имеем условия тяжелосреднего разделения при
очень большом критерии концентрации. Кроме того, в идеаль-
ном случае частицы состоят только из простых минералов, т. е.
критерий концентрации максимален, когда разделяемые ча-
стицы состоят из раскрытых минералов.
Плотность минеральных частиц можно иногда селективно
уменьшить с помощью воздушных пузырьков; в этом случае аг-
регат пузырек — частица всплывает в воде, в то время как дру-
гие минеральные частицы тонут, что является основой метода
обработки, названного флотацией.
Текстура. На раскрытие определенного минерала из по-
роды в значительной степени влияет текстура руды. В то время
как качественное описание такой текстуры обеспечивается легко,
было бы полезнее обеспечить количественное определение вза-
имосвязей между зернами различных минералов. К сожалению,
такой возможности все еще нет, за исключением самых про-
стых руд.
Раскрытие. Минеральные зерна в руде обычно связаны
друг с другом. Прежде чем минералы могут быть разделены для
образования товарных продуктов, они должны быть, в первую
очередь, освобождены (т. е. отделены) друг от друга. Раскрытие
обычно достигается разрушением руды на маленькие частицы
в дробилках и (или) мельницах. В идеальном случае это рас-
крытие должно быть осуществлено путем разрушения руды
31
вдоль границ между ценными минералами и породой, т. е. вы-
делением нужных зерен естественного (первоначального) раз-
мера. Этот очень желаемый результат иногда достигается ес-
тественным выветриванием пород и руд: менее устойчивые ми-
нералы обычно физически разрушены или химически изменены
и удаляются нз руды. Твердые раскрытые химически устойчи-
вые минералы имеют тенденцию концентрироваться в элюви-
альные месторождения, или очень близко к материнской породе,
или в аллювиальных месторождениях на дне соседних рек. Эти
естественные смеси почти раскрытых частиц обычно очень хо-
рошо подходят для переработки гравитационными методами.
Ценный минерал, который прочно связан с твердой породой
в руде, в настоящее время может быть выделен только произ-
вольным разрушением этой руды на маленькие фрагменты, ко-
торые должны быть много меньше, чем естественный размер
зерна минерала. Эта процедура дорога, и если проведена не-
умело, то может значительно увеличить расходы на последую-
щие операции. Процессом раскрытия можно управлять при оп-
ределении распределения получаемых частиц по крупности, так
как существует четкая, но часто неизвестная корреляция между
размерами частиц и достигаемой степенью их раскрытия. Кроме
того, так как все последующие операции переработки зависят от
крупности частиц (те гравитационные процессы, где присутствие
частиц меньше определенной крупности особенно вредно), то
важно знать распределение по крупности частиц, производимых
при измельчении.
Только немногие операции гравитационного обогащения пол-
ностью основаны на плотности частицы в качестве критерия раз-
деления. На наиболее используемые процессы оказывают влия-
ние минералогические факторы, такие, как распределение мине-
ральных частиц по крупности, состав и, следовательно, плот-
ность, а также форма.
Различия в составе частиц значительно влияют на их поведе-
ние во время гравитационного обогащения. Влияние различий
в составе частиц во многих случаях более важно, чем различий
в их текстуре. Цель любого процесса раскрытия — получение
высокой доли мономинеральных частиц. Таким образом, эф-
фективность процесса раскрытия зависит от способа определе-
ния минерального состава, который может быть использован.
Та же информация по составу частиц может быть использована
также для предсказания вероятного поведения этих частип
в различных процессах гравитационного обогащения. Кроме
того, процессом гравитационного обогащения можно эффек-
тивно управлять только при определении минерального состава
частиц в различных продуктах.
Методы анализа. Поскольку данные минералогического ана-
лиза имеют максимальную ценность в практике инженера, то
32
.он должен производиться быстро и предупреждать потребности
каждого отдельного проекта или работы фабрики. Наиболее
широко используемые инструменты для получения необходимой
информации — простой бинокуляр, стереоскопический микро-
скоп. При необходимости их можно дополнить поляризацион-
ным микроскопом. С помощью этих устройств квалифициро-
ванный минералог может идентифицировать наиболее часто
встречающиеся минералы и дать качественное (или в лучшем
случае полуколичественное) описание соотношений минералов,
размеров зерен и частиц и т. д. Однако более трудно и более
необходимо обеспечить количественные данные.
Традиционные методы количественных минералогических
анализов следующие.
Идентификация минерала. Минерал всегда опреде-
ляют, сравнивая его свойства со свойствами комплекта стан-
дартных минералов. Самый верный диагностический признак
почти любого минерала — детальное расположение его атомов,
но эта информация труднодоступна без специального и дорого-
стоящего оборудования.
Существует много исключительных систем идентификации
минералов, в которых используется непосредственно определяе-
мое физическое свойство, такое, как плотность, в качестве ос-
новы главной первоначальной классификации [4]. Более подроб-
ная классификация может быть основана на твердости, цвете,
коэффициенте рефракции, отражательной способности, присут-
ствии основных элементов и радикалов и т. д. Этим путем, ог-
раничивая число возможных минералов, часто удается достиг-
нуть идентификации минерала, не имея дорогостоящего обору-
дования для анализа.
Химический состав. Другой важный признак любого
минерала — его подробный химический состав. Современные
аналитические методы быстры и точны, но (по сравнению с лю-
бым другим диагностическим свойством) на ценность результа-
тов влияет чистота анализируемого образца.
Некоторые методы анализа могут обеспечить ценную инфор-
мацию о химическом составе или идентичности минерала по
чистому образцу. В то время как, например, рентгеновский ди-
фракционный анализ не требует чистых образцов и широко ис-
пользуется для идентификации различных минералов, встречаю-
щихся совместно в очень сложных мелкокристаллических рудах
и россыпях. Аналогично микроанализ электронных проб может
быть использован для получения точных детальных химических
анализов одного маленького чистого зерна минерала без пред-
варительного отделения его из породы.
Соотношение минералов часто определяется на ос-
нове химического анализа. Жаль, что эти анализы мало исполь-
зуются при определении содержания минералов в сложных мине-
2 Заказ № 1987 33
ральных агрегатах, так как в этом случае они не могут дать
точных значений. Однако химический анализ фракционирован-
ных продуктов может быть полезным и быстрым методом опре-
деления соотношений минералов, если полный состав минералов
прост и все минералы могут быть идентифицированы.
Модальные анализы (т. е. определение соотношения
минералов) основаны на фракционировании материала с целью
разделения свободных минеральных зерен в чистые фракции
с использованием тяжелых жидкостей, магнитных, электроста-
тических полей и т. д. Чистые отдельные фракции затем взве-
шивают. Эти методы не одинаково применимы для всех видов
минералов. Так, минералы по возможности должны быть рас-
крыты, в противном случае трудно определить их соотношение
(композиты или промпродукт). Иногда фракционный анализ
может быть использован также для определения состава частиц,
установления корреляции между определенной фракцией (на-
пример, на основе плотности) и минеральным составом частиц,
ее образующих. Эта корреляция будет применима только тогда,
когда частицы содержат не более чем два минерала.
Многие из обычно используемых аналитических методов
более применимы для свободных зерен. Следовательно, качество
аналитических результатов, полученных при исследовании сво-
бодных минералов из аллювиальных и прибрежных песков,
обычно лучше, чем при исследовании нераскрытых (или ча-
стично раскрытых) минералов измельченных твердых пород. Од-
нако существует количественный анализ (подсчет числа зерен,
точечный, линейный или площадный методы), который может
быть использован для определения объемных соотношений ми-
нералов в подготовленных образцах, разрезанных поперек или
вдоль, независимо от сложности частицы или состояния рас-
крытия.
Некоторые из этих видов визуального анализа проводят
вручную, но более современные методы используют автоматиче-
ские, контролируемые ЭВМ системы. Некоторые из этих новых
систем способны в одном процессе анализа обеспечить большое
число минералогических данных, требуемых в процессе проекти-
рования и эксплуатации установок гравитационного обогаще-
ния: минеральный состав, количественные соотношения, распре-
деление зерен по крупности, формы частиц и их состав. Эти
системы могут быть использованы для исследования как рас-
крытых, так и сложных комплексных частиц.
Более полный обзор визуальных методов анализа дан в ли-
тературе [1, 2, 3, 6, 8—11].
Использование минералогических данных. Методы разделе-
ния, основанные на гравитации, работают лучше на свободных
минеральных зернах. Поэтому их широко используют для руд,
в которых различные минералы всегда естественно (природно)
34
свободны, т. е. элювиальных, аллювиальных месторождений и
береговых песков.
Наиболее важные продукты, получаемые из руд этих остаточ-
ных, обломочных месторождений, — олово (в виде касситерита);
золото и платиноидные элементы (как природно залегающие ме-
таллы); алмазы; титансодержащие минералы (ильменит и ру-
тил); циркон (для использования в керамике); хромит (для по-
лучения хрома); различные редкоземельные и другие фосфаты
(апатит, монацит и ксенотим) и т. д. В рудах этих месторожде-
ний содержатся также многие менее ценные минералы: кварц,
кальцит (в виде пластов), глины, гранаты и различные оксиды
железа. Все ценные минералы более или менее «тяжелые», в то
время как большинство менее ценных минералов «легкие». Сле-
довательно, эти типы руд обычно можно действительно обога-
щать разделением по плотности.
Определение содержания тяжелых минералов, таким обра-
зом,— очень важная часть информации, если исследуется руда
аллювиального типа. Пробу руды подвергают грохочению через
набор сит. Так как весьма вероятно, что некоторые зерна цен-
ных минералов крупнее нескольких миллиметров, то сита
обычно составляют ряд от 5 мм до 150 мкм. Материал каждого
класса крупности затем разделяют на тяжелые и легкие фрак-
ции с использованием тяжелых жидкостей.
Технология разделения в тяжелых жидкостях подробно рас-
смотрена в гл. 4. В табл. 3.1 приведены типичные результаты
(упрощенный вариант), полученные при анализе в тяжелых'
жидкостях.
Результаты анализа показывают, что с удалением классов -
крупности +2400 и —150 мкм 60 % руды можно направить!
ТАБЛИЦА 3.1
Результаты анализа в тяжелой жидкости
Класс крупности» мкм Выход фракции, % Содержание фрак- ции , % Извлечение фрак- ции, %
легкой | тяжелой | легкой тяжелой
+ 4700 30 100 0 32 0
—4700+2400 10 98 2 10 4
—2400+1200 10 95 5 10 8
— 1200+600 10 85 15 9 25
—600+300 10 80 20 9 34
—300+150 10 85 15 9 25
-150 20 99 1 21 4
Исходный материал 100 94 6 100 100
2*
35
ТАБЛИЦА 3,2
Результаты минерального анализа тяжелых фракций
Класс крупности, мкм Выход, % Содержание, %
легкой фракции кассите- рита циркона ильме- нита Других минера- лов
+ 4700 —4700+2400 30 100 0 0 0 о
10 98 0 0 1 1
—2400+1200 10 95 0 3 1 1 !
— 12С0+600 10 85 0,5 1 10 3 1,5 , 1
—600+ 300 10 80 8 10
—300+150 10 85 0,5 8 4 2 5
— 150 20 99 0 0 8 1
Исходный материал 100 94.1 0,2 2.9 1,9 0.9
в отвал, потери тяжелых минералов составят только 8 % общего
содержания.
Фракции тяжелых минералов в дальнейшем могут быть раз-
делены различными способами, такими, как магнитная сепара-
ция с использованием изодинамического сепаратора Франца, по-
следовательное разделение в тяжелых средах или другими ме-
тодами, для подсчета зерен в отдельных фракциях. В табл. 3.2
показаны результаты такого анализа на фракциях руды из ,
табл. 3.1.
Из табл. 3.2 видно, что анализируемый материал представ-
ляет собой потенциально ценную оловянную руду, содержащую >
0,2 % касситерита. Удалением материала крупностью н-1200 и
—150 мкм (шламы) можно быстро и дешево повысить содержа-
ние касситерита в оставшемся материале до приблизительно
0,7 % без потери ценного минерала.
В расчетах этого рода предполагается, что все частицы со-
стоят из раскрытых минералов и имеют одинаковый объем. К со-
жалению, тяжелые минералы обычно не раскрываются до
конца, и, таким образом, рассмотренные методы фракциониро-
вания и подсчета зерен могут дать только приблизительную ха-
рактеристику таких руд. Поэтому минеральный анализ руд
этих типов должен быть выполнен различными визуальными
методами, при которых плоские образцы случайно распреде-
ленных несортированных минеральных частиц, разрезанные по-
перек, исследуются вручную или с помощью автоматических
систем.
При анализе точечным методом поверх плоского образца по-
мещают сетку, в точках пересечения которой должен быть иден-
тифицирован минерал. Число точек, попавших на данный мине-
рал, эквивалентно объемной доле этого минерала в образце.
36
Объемная доля может быть легко преобразована в массовую,
если известна плотность всех минералов.
Можно также сделать линейный и площадный анализы об-
разцов. При линейном анализе поверхность образца покрывают
сеткой широко расположенных параллельных линий; минералы,
которые попадают в направлении этих линий, идентифициру-
ются и измеряется отрезок прямой, проходящей через каждый
минерал (иногда эти измерения проводят вручную, но чаще с по-
мощью автоматических измеряющих устройств). Эти отрезки
могут быть использованы для модальных анализов, а также для
изучения распределения зерен по крупности и состава частиц.
При площадном анализе поверхность образца исследуют
с помощью измеряющих систем телевизионного типа. Измеряют
площадь и периметр каждого зерна и (или) каждой частицы. По
этим данным можно сделать модальный анализ образца и по-
лучить правильную оценку частиц и (или) распределение зерен
по крупности и составу частиц (важно помнить, что ни линей-
ные, ни площадные измерения не могут дать полной точной
информации по крупности и составу частиц, так как оба ме-
тода склонны завышать содержание раскрытых частиц в об-
разце).
Данная технология измерения также может быть использо-
вана для оценки характеристик отдельного оборудования и про-
цессов гравитационного разделения минералов. Например,
может быть определена природа ценных минералов, которые те-
ряются в отходах; причины этих потерь можно выяснить и сде-
лать необходимую корректировку. Так, важно установить, теря-
ются ли раскрытые частицы. Являются ли потери следствием
неподходящей крупности частиц? Находятся ли ценные мине-
ралы в виде очень тонких включений в породные минералы?
Был ли сепарирующий аппарат перегружен? Было ли питание
тщательно подготовлено? Изменился ли характер питания?
Много подобных вопросов может быть решено только вслед-
ствие тщательного минералогического исследования, а получен-
ные результаты могут быть использованы для принятия рацио-
нальных решений, касающихся потенциальной ценности место-
рождения или выбора лучшего процесса для разработки этого
месторождения и для управления фабрикой.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Amstutz, G. С. (1962). How Microscopy can Increase Recovery in your
Milling Circuit. Min. World Dec. 19—23.
2. Jones, M. P. (1979). Automatic Mineralogical Measurements in Mine-
ral Processing. XHIth Inter. Miner, Proc. Cong. Warsaw Elsevier. 533—
564.
3. Jones, M. P. (1962). Designing an X-ray Image Analyser for Measu-
ring Mineralogical Data. XIVth Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Pa-
per VIII-4 17 pp.
37
4. Jones, M. P. and Fleming (1965). Identification of Mineral Grains.
Elsevier Publishing Co. Amsterdam 102 pp.
5. King, R. P. (1982). The Prediction of Mineral Liberation from Minera-
logical Texture. 14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Paper
VIII-l 18 pp.
6. Miller, P. R„ Reid, A. F. and Zuiderwyk M. A. (1982). QEM-SEM
Image Analysis in the Determination of Modal Assays, Mineral Associations
and Mineral Liberation. 14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Paper
VIII-3 20 pp.
7. Nio, T. N. (1978). Mineral Dressing by IHC Jigs. Paper presented at
Gravity Separation Short Course. Reno, Nv. 46 pp.
8. Oosthuyzen, E. J. (1983). The Application of Automatic Image Analy-
sis to Mineralogy and Exstractive Metallurgy. ICAM 81 Geo. Soc. S. Afr.
Spec. Publ. 7.
9. Petruk, VF. (1976). The Application of Quantitative Mineralogical
Analysis Ores to Ore Dressing. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. 69 (767)
146—153.
10. Petruk, VF. (1978). Correlation Between Grain Sizes in Polished Sec-
tion With Sieving Data and Investigation of Mineral Liberation Measurements
from Polished Section. Trans. Inst. Min. and Metall. 87 Section С C272—
273.
11. Petruk, VF. (1982). Image Analysis in Process Mineralogy. In, Hagni,
R. D. (Ed.). Process Mineralogy II Am. Inst. Min. Eng. 39—53.
Глава 4
РАЗДЕЛЕНИЕ В ТЯЖЕЛЫХ ЖИДКОСТЯХ
Разделение минеральных смесей на фракции различной плот-
ности— одна из основных лабораторных методик, используе-
мых для различных целей:
испытания пригодности гравитационного обогащения;
контроля процесса гравитационного обогащения;
испытания для определения применимости и проектирования
тяжелосредного разделения;
исследования изменений состава минерального продукта, на-
пример содержания золы в угле;
оценки эффективности других процессов разделения — фло-
тации, электродинамической или механической сортировки
и т. д.;
обогащения небольших фракций руды для глубокого мине-
ралогического изучения;
анализа раскрытия минералов;
анализа продуктов промышленного производства.
Хотя фракционирование частиц в основном проводится в тя-
желых растворах или в тяжелых жидкостях, плотность которых
не трудно точно контролировать, иногда, особенно для руды
большой крупности, может быть более удобна тяжелосредная
сепарация.
Методы анализов. Типы анализов в тяжелых жидкостях. Су-
ществуют три метода анализа в тяжелых жидкостях, которые по-
38
всеместно используют, но частота их использования зависит от
отрасли промышленности (и, таким образом, от минерала).
Простой анализ. По данной методике пробу подвергают
разделению в одной тяжелой жидкости; оба продукта взвеши-
вают и анализируют. Обычно выбирается жидкость плотностью
2890 (бромформ) или 2960 кг/м3 (/,/,2,2-тетрабромэтан—
ТБЭ). Этот метод недорогой, быстрый и не требует квалифици-
рованного труда. Главные породные минералы — кварц, поле-
вой шпат, кальцит и доломит — имеют меньшую плотность, чем
ТБЭ, а большинство ценных минералов большую, чем ТБЭ.
Данный метод анализа в тяжелой жидкости чаще всего ис-
пользуется в качестве стандартного промышленного или в осо-
бых случаях, когда его низкая стоимость, скорость и использо-
вание не очень квалифицированного труда делают его экономи-
чески выгодным. Однако даже в этих обстоятельствах часто ос-
торожно регулируют плотность для определенных целей (тяже-
лые жидкости могут быть разбавлены подходящими раствори-
телями, как это будет описано позднее), что лучше, чем исполь-
зование бромоформа или ТБЭ стандартной плотности. Эта тех-
нология, в частности, используется для определения тяжелого
минерала в залегающих рудах, если необходим анализ боль-
шого числа геологических образцов. Хорошая рекомендация
для оценки — не ограничиваться только анализом тяжелых ми-
нералов, но и увеличивать его аналитическую точность путем
предварительного обогащения для удаления породы.
Полный анализ. Это, возможно, наиболее полезный из
трех методов анализа в тяжелых жидкостях для любых целей,
исключая анализы образцов. Практически он идентичен про-
стому анализу, за исключением того, что материал пропускают
через ряд жидкостей с различной плотностью; потонувшую (или
всплывшую) при одной плотности фракцию обрабатывают при
следующей, более высокой (или более низкой) плотности.
Плотность — единственное, с чем будем иметь дело в данной
главе.
Анализ при изменении плотности жидкости.
По этой методике пробу разделяют на три или более фракции
в одной операции. Существует много вариантов такой техноло-
гии, обычно зависящих от возможностей исследователя. Однако
существуют только два основных пути достижения такого раз-
деления. Один — использование колонны, плотность жидкости
в которой непрерывно увеличивается от вершины ко дну. Дру-
гой — использование нескольких зон плотности друг над дру-
гом. Хотя метод и имеет много специальных применений и
исключительно полезен (особенно в предварительных исследо-
ваниях), но он требует очень квалифицированного труда для
получения хороших результатов. Поэтому он, вероятно, более
ценен для исследований, чем в качестве инструмента для произ-
39
водства. Более подробно эта технология описана в литературе
[9, 15—17, 20, 24].
Плотность разделения. Разделение при низкой плотно-
сти, применяемое для угля и легких минералов [22], можно
проводить в водных растворах солей металлов, таких, как хло-
рид цинка (плотность 1800 кг/м3). Используют также органиче-
ские жидкости: галогенизированные углеводороды и ацетон
с тетрабромэтаном. Использования четыреххлористого углерода
(СС14) следует избегать вследствие его опасности для здоровья.
Разделение при с р ед н е й плотности проводят с исполь-
зованием тетрабромэтана (СНВг2 • СНВг2, плотность 2960 кг/м3)
или бромоформа (СНВгз, плотность 2800 кг/м3), разбавленных
ацетоном (плотность 790 кг/м3) для получения растворов раз-
личной плотности. Этот способ особенно рекомендуется для раз-
деления на фракции сульфидных руд с силикатной породой из-за
пригодности органических жидкостей при умеренной стоимости.
Более высокую плотность можно получить с помощью метилен-
иодида (плотность 3320 кг/м3), но он более дорогой. Ацетон ис-
пользуется как растворитель и для отмывки продуктов разде-
ления от органической жидкости. Так как ацетон также смеши-
вается с водой, тяжелые органические жидкости можно повторно
концентрировать из разбавленных промывных растворов декан-
тированием воды. С этими летучими, воспламеняющимися и
токсичными органическими жидкостями необходимо работать
под вытяжкой и с другими предосторожностями для предотвра-
щения вдыхания, поверхностного контакта или пожара.
Разделение при высокой плотности до максимальной
плотности 5000 кг/м3 (при 95 °C) может быть проведено с ис-
пользованием жидкости Клеричи. Это вещество токсично, осо-
бенно при попадании внутрь или на кожу, но работать с ним
нетрудно, если приняты меры предосторожности. Так как раст-
воримость двойных солей увеличивается с температурой, плот-
ность раствора выше 4200 кг/м3 может быть получена только
при повышенной температуре. Для этой цели рекомендуется
применять открытую водную баню с тем, чтобы температура не
превышала 100 °C, выше которой соль начинает разлагаться,
выделяя токсичные пары. Так как раствор почти вязкий, то раз-
деление пробы в нагретом растворе производят в центрифуге.
В специальных случаях, когда необходим диапазон плотно-
сти 3300—3600 кг/м3, например при исследовании алмазожеле-
зистой породы, в качестве тяжелой жидкости используют суль-
фамат свинца.
Более подробные сведения об этих жидкостях, их свойствах
и токсичности можно найти в работах [5, 7, 18], а сведения о ра-
створителях для жидкостей — в работе [22].
Для получения плотностей более 5000 кг/м3 существуют два
варианта. Один — жидкости Каргилле [5], которые представ-
40
ляют собой суспензии тяжелых металлов в органической фазе.
Жидкости Каргилле пригодны для увеличения плотности до
7500 кг/м3. Эти жидкости можно использовать только для отно-
сительно грубозернистого материала из-за их физических
свойств. Альтернативой является использование эмульсий ртути
в бромоформе [8], которые имеют максимально реализуемую
плотность 7000 кг/м3 и могут быть успешно использованы для
разделения частиц крупностью менее 0,1 мм.
Обычно более высокой плотности жидкости соответствуют
большие стоимость и токсичность. И то и другое должно учиты-
ваться при планировании любых программ испытаний. Токсич-
ность некоторых тяжелых жидкостей привела к их запрещению
в ряде стран. Желательно проверять тяжелые жидкости на ток-
сичность перед поступлением их в лабораторию.
Магнитные или ферромагнитные жидкости, обеспечивающие
кажущуюся плотность выше 7000 кг/м3, при использовании
в магнитогидростатических сепараторах рассмотрены в гл. 17[2].
Приготовление жидкостей промежуточной
плотности. Простой метод приготовления жидкостей проме-
жуточных плотностей описан в работе [19].
Для идеальных жидкостей плотностью ст, объемом V и мас-
сой W, чьи объемы смешиваются:
Vm = Va + Vft; ' (4.1)
Wm = Wa + Wb, (4.2)
где индексы т, а и b относятся соответственно к смеси и двум
жидкостям а и Ь.
Так как объем, умноженный на плотность, равняется массе
(ctV=F), то
omVm = °т (Va + Vb) = <5aVa + стДД;
vb = Va (<Ta — <Tft)/((Tm—(Tft); (4.3)
Wb = <ybWa((Ja — CTm)/[(T0 (<Tm— CTft)]. (4.4)
Графическая зависимость (рис. 4.1) плотности от объемов
смешиваемых жидкостей является номограммой, основанной на
равенстве (4.3). Уравнения (4.3), (4.4) действительны только,
если жидкости смешаны при одной и той же температуре. Это—
обычно встречающееся условие в традиционной практике, кото-
рое, принимая во внимание, что в основном разделение в тяже-
лых жидкостях проводится при комнатной температуре, не соз-
дает трудностей при эксперименте.
Уравнение (4.3) с четырьмя независимыми переменными мо-
жет быть решено графически с помощью номограммы, на кото-
рой имеются две горизонтальные шкалы объемов (Va и Vb) и
вертикальная шкала плотности (оа, аь и сгт) (см. рис. 4.1).
41
Рис. 4.1. Обобщенная номограмма для приготовления тяжелых растворов про-
межуточной плотности для минералогического анализа
Рис, 4.2, Диаграммы плотности для
характерных пар жидкостей с плот-
ностью оа и Оь
Шкалы независимы друг от друга и каждая линейна. При каж-
дом графическом решении правая часть абсциссы, соответствую-
щая должна пересекаться с ординатой при плотности сц,
а левая часть абсциссы, соответствующая Уь, должна пересечь
ординату при плотности оа. Номограмма должна быть по-
строена таким образом, чтобы перекрывать все требуемые зна-
чения плотности, желаемой точности можно добиться правиль-
ным выбором шкалы.
На рис. 4,1 показаны графические решения двух примеров
(Л и В), в которых добавленная жидкость имеет более низкую
плотность, чем первоначальная (оа>оь), и наоборот (оа<оь).
Пример .
оа, кг/м3
щ, кг/м3
<тт, кг/м3
Va, мл .
А В
3510 2860
2550 3650
3030 3270
70 47
В обоих случаях последовательность решения следующая.
1. Откладывают значение оь вдоль оси плотности.
2. Откладывают вправо по оси абсцисс значение Уа и нахо-
дят точку 1(1') с координатами (оь, Уа).
3, Находят точку 2(2') с координатами (от, 0).
4. Точки 1 и 2 (Г и 2') соединяют прямой, которую доводят
до пересечения с горизонтальной линией, проведенной через зна-
чение От на оси плотности; эта точка З(З') пересечения имеет
координаты (Gm, Уь).
5. Опустив перпендикуляр от точки З(З'), на левой части оси
абсцисс находим точку 4(4'), которая соответствует значению
Уь, т. е. является решением уравнения (4.3).
42
На рис. 4.1 представлена обобщенная номограмма, правая
и левая оси которой не совпадают с истинными значениями объ-
емов для отдельных примеров. В результате точка 1 не лежит
на шкале Va и точку 3 необходимо спроецировать на точку 4,
чтобы найти Vb-
Для конкретной пары жидкостей плотностью соответственно
<Та и оъ горизонтальные оси Va и Уь проводят через известные
значения плотности на вертикальной оси (рис. 4.2). Поэтому до-
статочно провести одну прямую через точки 1 (Va) и 2 (цт),
чтобы определить требуемое значение Vb для получения иско-
мой плотности ат.
Требуемый объем Vb может быть отмерен бюреткой с необ-
ходимой точностью. Но иногда более целесообразно работать
с известной массой, а не объемом жидкости. В этом случае зна-
чение массы переводят в объем с помощью известной плотности
и используют ту же номограмму.
Оценка пробы путем анализа в тяжелых жидкостях. Подго-
товка пробы для испытания в тяжелых жидкостях зависит от
материала и цели испытания. В основном, проба должна быть
обесшламлена, высушена и разделена на классы крупности для
удобства обработки.
Расклассифицированный материал крупностью более 150 мкм
может быть разделен в лабораторном стакане, делительной во-
ронке с большим отверстием или цилиндре. Более тонкий мате-
риал хорошо разделяется в лабораторной центрифуге. Легкая
(всплывшая) фракция может быть удалена из стакана или ро-
тора центрифуги с помощью сетчатой ложечки после тщатель-
ной декантации. Легкую и тяжелую (потонувшую) фракции
затем фильтруют и промывают.
Подробно технология проведения тяжелосредных испытаний
описана в литературе [5, 18].
Пробы минералов с преимущественно низкой плотностью, из
которых тяжелые минералы извлечены для исследования, могут
быть разделены на фракции в лабораторной центрифуге. Эта
технология используется для исследования потерь с хвостами
флотации основных металлов сульфидных руд, изучения ильме-
нитовых россыпей, удаления сульфидов из угля или исследова-
ния промышленных минералов.
Существуют два метода проведения последовательных испы-
таний в тяжелых средах, зависящих от природы ценных мине-
ралов: с увеличением или уменьшением плотности. Схема фрак-
ционирования с последовательным уменьшением плотности
показана на рис. 4.3. По этой методике каждый потонувший про-
дукт взвешивают и анализируют; процесс повторяют до тех
пор, пока не получится очень маленький выход конечного
всплывшего продукта (который также взвешивают и анали-
зируют).
43
Основная права
'f
Разделение при плотности I
Камерный продукт I
Разделение при плотности Л
Всплывший
продукт I
Камерный
продукт Л
Всплывший
( продукт Л
Разделение при плотности п
Камерный продукт п
Всплывший продукт п. ,
Рис. 4.3. Общая схема анализа в тяжелых жидкостях
Эта методика рассчитана на те многочисленные случаи,
когда цель—производство концентрата из наиболее тяжелой
(т. е. потонувшей) фракции. Если цель—получить легкую фрак-
цию с минимальным содержанием ценного компонента или если
легкая фракция является наиболее богатой фазой и представ-
ляет интерес, то может быть предложена обратная процедура,
т. е. процесс начинают с жидкости, имеющей самую низкую
плотность, взвешивают и анализируют отдельные легкие и ко-
нечную потонувшую фракции. Это обычно проводится для по-
вышения точности отбора проб и анализа. Другая причина для
использования обратной процедуры — уменьшение объема
пробы, обрабатываемой в дорогостоящих жидкостях высокой
плотности, что уменьшает расходы на испытания.
Как видно из рис. 4.3, по результатам взвешивания и анали-
зов можно определить:
суммарный выход (в процентах) тяжелой фракции при каж-
дом значении плотности;
суммарный выход (в процентах) легкой фракции при каж-
дом значении плотности (по разности);
суммарное содержание (в процентах) легкой фракции для
каждого значения плотности (по разности).
Данные тяжелосредных анализов для марганцевой руды
крупностью—10 мм + 2 мм приведены в табл. 4.1 [3]; в табл.
4.2 [3] приведены аналогичные данные для пробы необогащен-
ного угля крупностью —12,7 -1-6,35 мм при использовании об-
ратной процедуры, так как ценность имеет всплывшая фракция.
Теоретические кривые обогатимости. Кривая плотности.
Суммарный выход по массе (в процентах) тяжелой или легкой
44
ТАБЛИЦА 4.1
Результаты испытаний в тяжелых жидкостях пробы марганцевой руды
Плот- ность фракций, кг/м3 Тяжелая фракция Легкая фракция Распределение по фракциям, %
Выход фракций у, । % _ 1 Суммарный выход % 1 Содержание МпО. : Р, % O.Oipv A-Xd 10*0 Содержание Мп СК в суммарной фракции хр, % Суммарный выход 2?, % 0,01 pry i Содержание МпО; в суммарной фракции zp, %
>3330 14 14 81,6 11,42 11,42 81,6 86 29,92 34.79 7,0
3330—2970 20 34 67,3 13,46 24.88 73,18 66 16.46 24,94 24,0
2970—2880 5 39 54,5 2,73 27,61 70,79 61 13,73 22,51 36,5
2880—2810 4 43 51.5 2,06 29,67 69,00 57 11,67 20,47 41,0
2810—2760 3 46 52.8 1,58 31,25 67,93 54 10,09 18,68 44,5
2760—2720 2,5 48,5 38,2 0,96 32,21 66,41 51,5 9,13 17,73 47,25
2720—2590 32,5 81 16,6 5.39 37,60 46,62 19 3,74 19,68 64,25
<2590 19 100 19,7 3,74 41,34 41,34 — — — 90,5
Исходный материал 100 — 41,34 41,34 — — — — —
Примечание. Средний суммарный выход утонувшей (всплывшей) фракции при лю-
бой плотности определяется суммированием выходов всех более тяжелых (легких) фрак-
ций и половины массы утонувшей (всплывшей) при определяемой плотности фракции.
фракции откладывают по оси ординат, а плотность разделения
по оси абсцисс (рис. 4.4). Кривая показывает суммарный выход
каждой тяжелой или легкой фракции при некоторой плотности
разделения. График можно построить как при увеличении, так
и при уменьшении плотности; единственное различие при этом—
прямой или обратный ход кривой. В идеальном случае руда,
состоящая из одного рудного и одного породного минерала, пол-
ностью раскрыта, тогда зависимость суммарного выхода тяже-
лой или легкой фракции от плотности будет иметь два излома
(рис. 4.4, а). Ширина ступени определяется различием в плот-
ности минералов, а высота зависит от относительного содержа-
ния минералов. Если ни один из минералов не выделен, то за-
висимость имеет вид одной вертикальной прямой при плотности
руды (рис. 4.4, б). На практике кривая имеет какой-то проме-
жуточный вид между этими двумя крайностями (рис. 4.4, в),
так как обычно раскрыт один или несколько минералов ча-
стично. Ширина средней части кривой зависит от плотности
минералов. К тому же кривая имеет тенденцию закругляться
при более высоких и более низких значениях плотности, так как
плотность минералов отклоняется от теоретической вследствие
закрытых пор или включений других минералов. В основном,
45
SHHsiraVaduoed
о
tfOXFTH
%
и
4
4
E
3
£
X
X
w
§
Я Фракция) I % ’VS чхэон -Ч1ГОС KBHdewwKj
(потонувша (од
3
К ‘As
иянДвииЛэ
Рис. 4.4. Кривые плотностей;
a — двух полностью раскрытых минералов; б — двух совершенно нераскрытых минера-
лов; # —типичная кривая с двумя минералами н промпродуктамн; /—весь продукт
потонул; // — весь продукт всплыл; /// —потонувший продукт Л; всплывший продукт
В; 7 V'' —часть продукта всплыла; V — часть продукта потонула
©
©
X
X
V
3
X
К
% 'VS чхзон -Ч1ГО6 KBHdBWwX.9 -r to СЧ
АХИ 10*0 ~ <4 S О fc S g ~ ^ ” ** * ^ ю о o' CM
Af ГО‘0 s. i § S § § g g s — — О о о о~ о* о' -г
% 'у 4XOOH4tfog Л, ~ ~ ОО
Voxras BWHderewAg
‘Л tfoxrrg
кривые с четкими точками перегиба и небольшим наклоном
в средней части показывают хорошее раскрытие материала (т. е.
присутствие промпродуктов). Однако это не дает гарантии лег-
кого разделения, которая также зависит от дифференциальной
плотности (т. е. ширины средней части).
Если на кривой нет точек перегиба, а наклон ее почти по-
стоянен, то можно предположить затруднения в разделении
из-за того, что промпродукты присутствуют во всем интервале
плотности.
Однако такую кривую следует интерпретировать с осторож-
ностью и не следует использовать как указание на неспособ-
ность к разделению. В случае марганцевой руды, например, воз-
можно наличие двух разновидностей марганцевых минералов
различной плотности. Если это родохрозит (плотность 3500 кг/м3
и вад (плотность 1700 кг/м3), то кривая становится сложной,
так как один минерал имеет более высокую плотность, чем по-
рода, а другой — более низкую.
Графики суммарного содержания легкой или
тяжелой фракций. По оси ординат откладывают суммар-
ный выход тяжелой или легкой фракции, по оси абсцисс — сум-
марное содержание легкой и тяжелой фракций для каждого зна-
чения плотности разделения (рис. 4.5). Эти зависимости вместе
с кривыми плотностей используются для предсказания выхода
и качества продуктов разделения при любой конкретной плот-
ности. Как альтернатива может быть использована обратная
процедура — определение необходимой плотности разделения
для получения концентрата или хвостов с требуемым содержа-
нием полезного компонента.
При плотности более низкой, чем плотность легчайшего ми-
нерала, вся проба потонет. Таким образом, при суммарном вы-
ходе тяжелой фракции 100 % содержание полезного компонента
в нем равно содержанию в начале процесса (в исходном про-
дукте). При низком суммарном выходе тяжелой фракции (и по
47
Рис. 4.6. Характеристическая кривая
содержания:
I — минимальное содержание. II — макси-
мальное содержание; / — раскрытые ми-
нералы; 2 — нераскрытые минералы
Рис. 4.5. Зависимость суммарного вы-
хода от содержания для легких и
тяжелых фракций:
I — минимальное содержание; II — исход-
ное содержание; III—максимальное со-
держание; /Г —суммарное содержание во
всплывших' фракциях; I’ —суммарное со-
держание в потонувших фракциях
мере того, как оно стремится к нулю) суммарное содержание
тяжелого компонента стремится к максимально возможному,
например 64 % W для полностью раскрытого шеелита без вклю-
чений.
При плотности разделения выше плотности наиболее тяже-
лого минерала вся проба всплывает. Следовательно, при сум-
марном выходе легкой фракции 100 % суммарное содержание
ценного компонента в ней равно исходному. При низком сум-
марном выходе легкой фракции (и по мере того, как он стре-
мится к нулю) суммарное содержание ценного компонента
имеет тенденцию к снижению.
Это содержание будет минимальным, если раскрытие несо-
вершенно. Если ценные минералы имеют более низкую плот-
ность, чем порода (например, МпОг в ваде или медь в хризо-
колле), то кривая их суммарного содержания в легкой фракции
уменьшается от исходного значения (при выходе легкой фрак-
ции 100 %), проходит через минимум и затем возрастает до не-
которого значения при нулевом выходе легкой фракции, которое
может быть даже выше, чем в исходном продукте (зависящее
от раскрытия и чистоты).
Кривая распределения содержания ценного
компонента по элементарным фракциям. График
зависимости содержания ценного компонента в каждой фрак-
ции от среднего суммарного выхода по тяжелой или легкой
фракции показывает положение ценного компонента и, следо-
вательно, поведение материала при сепарации (рис. 4.6). Кри-
вая действительно строится откладыванием определенного со-
держания ценного компонента в каждой фракции плотности
в зависимости от суммарного выхода предыдущей фракции плюс
48
половина выхода данной фракции, т. е. содержание ценного
компонента соответствует средневзвешенному выходу в интер-
вале двух плотностей. Начальная точка кривой, таким образом,
должна соответствовать суммарному содержанию из кривой лег-
кой фракции (наиболее низкое содержание) при ее нулевом вы-
ходе. Аналогично конечная точка кривой должна соответство-
вать значению суммарного содержания тяжелой фракции (наи-
более высокое содержание) при ее нулевом выходе.
При условии наличия только двух минералов и полном рас-
крытии их зависимость имеет идеальный ступенчатый вид (см.
рис. 4.4, а). Высота ступени должна быть идентична высоте сту-
пени кривой плотности, а ширина соответствует разнице между
максимальным и минимальным содержанием. Если материал со-
держит все возможные значения между минимальными и мак-
симальными при различной плотности, то зависимость выра-
жается прямой линией, связывающей минимальное содержание
при нулевом значении легкой фракции и максимальное содер-
жание при нулевом значении тяжелой фракции (см. рис. 4.4,6).
Такой материал создает серьезные трудности при разделении,
так как он состоит в основном из промпродуктов. На практике
кривая в основном имеет S-образную форму (см. рис. 4.4, в).
Четкие точки перегиба с малым наклоном и различной шириной
среднего участка указывают на легкость разделения. Чем
больше форма кривой отклоняется от S-образной (т. е. больше
наклон, меньше ширина), тем труднее будет происходить раз-
деление.
Кривые распределения (допустимый пре-
дел). Типичная кривая содержания дает качественную харак-
теристику легкости или трудности разделения, чего недоста-
точно для предсказания параметров гравитационного процесса.
На практике плотность разделения отклоняется в определенных
пределах от теоретической средней плотности. Это отклонение
примерно составляет:
±100—150 кг/м3 для отсадочных машин, концентрационных
столов, винтовых сепараторов, шлюзов и т. д.;
±50 кг/м3 для аппаратов тяжелосредного обогащения;
±10—20 кг/см3 для аппаратов тяжелосредного обогащения со
специальным контролем.
Ориентировочным указанием на степень трудности разделе-
ния [10, 14] может служить выход материала во фракцию с ин-
тервалом плотности ±100 кг/м3 (табл. 4.3).
По выходу материала, попадающего в известный интервал
плотности, можно предсказать трудность или легкость разделе-
ния и возможность использования процесса. График такой за-
висимости можно построить следующим образом: для каждой
плотности откладывается разность суммарного выхода легкой
или тяжелой фракции при предыдущей и последующей плотно-
49
ТАБЛИЦА 4.3 " '
Область применения процесса разделения по плотности
Выход фракции в интервале плотности 100 кг/м3, % Предполагаемая обогатимость Характеристика гравита- ционного процесса Вид оборудования
0—7 Легкая Любой процесс — высо- кая производительность Шлюзы, отсадочные машины
7—10 Относительно легкая Эффективный процесс — высокая производитель- ность Конуса f
10—15 Умеренно трудная Эффективный процесс — средняя производитель- ность, хорошая управ- ляемость Концентрационные столы, винтовые се- параторы, тяжело- средные сепараторы
15—20 Трудная Эффективный процесс — средняя производитель- ность (опытный процесс) Тяжелосредные сепа- раторы < V.
20—25 Очень труд- ная Эффективный процесс — средняя производитель- ность; необходим тща- тельный контроль То же ..±
>25 Сверхтрудная Очень эффективный про- цесс — низкая произво- дительность То же с тщательным контролем плотности
сти. При этом получается кривая с двумя пиками максимума
и плато минимума посередине (рис. 4.7). В практических целях
представляет интерес часть кривой от одного максимума до
плато минимума.
Аналогичные зависимости могут быть получены для различ-
ных интервалов плотности: ±50; ±100; ±150 кг/м3 (соответ-
ственно кривые 3, 2, 1).
Полная серия кривых обогащения для марганцевой руды и
угля показана соответственно на рис. 4.8 и 4.9 (см. табл.
4.1, 4.2).
Использование кривых теоретической обогатимости. При-
мер 1. Потребителю поставляется марганцевый концентрат
с минимальным содержанием 73,5 % MnCh. Из рис. 4.8 видно,
что минимальная плотность для вышеприведенного содержания
должна составлять 2970 кг/м3; при интервале ±100 кг/м3 сред-
няя плотность разделения равна 3070±100 кг/м3 или 2970—
3170 кг/м3; выход фракции в данном интервале плотности со-
ставляет 12,5 %.
Следовательно, подойдет любой процесс гравитационного
обогащения. Однако если принять во внимание диапазон круп-
ности материала, для которого применимы процессы гравитаци-
онного обогащения (см. гл. 7), то в данном примере единствен-
50
Рис. 4.7. Кривые допустимых откло-
нений
Содержание М п 02; %
Рнс. 4.8. Полная серия кривых обогатимости для марганцевой руды
(табл. 4.1):
1 — суммарное содержание во всплывших фракциях; 2 — характеристическое содержа-
ние; 3 — исходное содержание; 4 — суммарное содержание в потонувших фракциях; 5 —
наиболее высокое содержание; 6 — кривая плотностей; 7—9 — кривые допустимых откло-
нений для тяжелой фракции соответственно для интервалов плотности ±50, ±100.
±150 кг/м5
ными возможными могут быть тяжелосредная сепарация или
отсадка.
При разделении могут быть получены следующие продукты:
концентрат при выходе от 34,5 до 22 % с содержанием МпОг
соответственно от 73,5 до 78,5 %; хвосты при выходе от 65,5 до
78 % с содержанием MnCh соответственно от 25 до 32 %.
Эти довольно широкие колебания могут быть уменьшены при
помощи специального контроля за оборудованием при отсадке
51
Рис. 4.9. Полная серия кривых обогатимости для угля крупностью —1,27+
+ 0,63 мм (табл. 4.2):
/—суммарное содержание в легких фракциях; 2 — см. рис. 4.12; 3 — характеристиче-
ская зольность; 4 — кривая плотностей; 5 — зольность исходного продукта; 6 — суммар-
ное содержание в тяжелых фракциях; 7—9 — кривые допустимых отклонений для лег-
ких фракций соответственно для интервалов плотности ±50, ±100, ±150 кг/м3; 10 —
максимальная зольность
или тяжелосредном обогащении. При использовании тяжело-
средного оборудования и интервале плотности ±50 кг/м3 сред-
няя плотность разделения составит 3020±50 кг/м3 или 2970—
3070 кг/м3; таким образом, колебания выхода и содержания зна-
чительно уменьшатся.
Окончательный выбор между отсадочными машинами и тя-
желосредным обогащением будет зависеть от экономических со-
ображений, масштаба операций и других факторов.
Пример 2. Предположим, что необходимо исследовать
предварительное обогащение марганцевой руды. В этом случае
отходы предварительного обогащения должны иметь минималь-
ное возможное содержание МпО2.
Из рис. 4.8 следует: минимальное возможное содержание
МпО2 в легкой фракции составляет около 16 % (из-за легкого
марганцевого компонента в руде). Это значение может быть
достигнуто при плотности 2650 кг/м3, при этом выход отходов
равен 36 %. Выход концентрата предварительного обогащения
составит 64 % при содержании 54 % МпО2.
52
Однако при плотности 2650 кг/м3 с интервалом ± 100 кг/м3
имеется максимум выхода легкого продукта — около 37 %. Так
как разделение с использованием отсадочных машин невоз-
можно, то необходимо применить тяжелосредное обогащение
с очень тщательным контролем плотности в интервале
±20 кг/м3. В этом случае особое значение приобретают эконо-
мические аспекты предварительного обогащения. Следует также
заметить, что минеральный состав руды влияет на результаты
ее обогащения.
Пример 3. Может быть заключен контракт на поставку
угля крупностью—12,7 + 6,35 мм зольностью не более 6%.
Из рис. 4.9 следует, что требуемая плотность разделения
составляет 1770 кг/м3; при этом 80 % исходного угля обра-
зует чистая легкая фракция (зольность 6 %). Отходы могут
составить 20 % питания при зольности 81 %. Выход готового
продукта в интервале плотности (1770±100) кг/м3 состав-
ляет 3 % •
Разделение, следовательно, очень легкое, и можно применять
как отсадочные машины, так и тяжелосредные сепараторы (см.
табл. 4.3).
Пример 4. Все условия аналогичны приведенным в преды-
дущем примере, но требуется более низкая зольность. На-
сколько это приемлемо в экономическом отношении?
Так как содержание золы уменьшается ниже 6 %, то плот-
ность разделения также уменьшается, но выход легкой фракции
при интервале плотности ±100 кг/м3 увеличивается, что соз-
дает трудности при разделении. Для обеспечения зольности
3 % плотность разделения должна быть около 1350 кг/м3 с вы-
ходом легкой фракции при интервале плотности ±100 кг/м3
около 25 %. Это делает разделение относительно трудным. Од-
нако при построении графиков экономических фракций в зави-
симости от зольности можно определить реальный уровень со-
держания золы, которое бы удовлетворило бы потребителя при
сохранении экономической целесообразности.
Необходимо отметить, что исключительно важна крупность
материала. Все аппараты гравитационного разделения рассчи-
таны на оптимальную крупность питания, которая имеет мак-
симальный и минимальный допустимые пределы. В гл. 7 приве-
дены зависимости для определения этих пределов, но отмеча-
ется, что это только характерные зависимости. Оборудование
различных производителей значительно отличается по произво-
дительности.
Необходимо также иметь в виду, что форма частиц влияет
на показатели гравитационного обогащения, за исключением
анализа в тяжелых жидкостях.
Анализ в тяжелых жидкостях для оценки характеристики ус-
тановки. Анализ в тяжелой жидкости исключительно полезен
53
для оценки гравитационного оборудования и характеристики
гравитационной установки.
Продукты (концентрат и хвосты), полученные при обогаще-
нии материала гравитационными методами, исследуют в тяже-
лых жидкостях отдельно. Состав продуктов и данные испыта-
ний в тяжелых жидкостях позволяют в дальнейшем воспроизве-
сти теоретические результаты испытаний в тяжелых жидкостях
основной пробы материала. В табл. 4.4 приведены результаты
такого испытания двух продуктов тяжелосредного обогащения
сырого угля крупностью —12,7 + 6,35 мм.
На основании фракционного анализа основной пробы обыч-
ным путем были сделаны расчеты и построены кривые обогати-
мости, как показано в табл. 4.1 и 4.2.
Необходимо, чтобы оба продукта перерабатывались при оди-
наковой плотности и максимально допустимом ее отклонении
(из определенных для обоих продуктов), что позволяет избегать
сложных и неточных интерполяций. На основе результатов этих
испытаний можно получить различные характерные критерии,
которые могут быть производными разделительной характери-
стики.
Коэффициент распределения и кривая рас-
пределения. Для каждой отдельной фракции плотности ко-
эффициент распределения или коэффициент разделения есть от-
ношение выхода фракции, всплывшей при этой плотности, к со-
держанию ее в исходном материале, выраженное в процентах.
В рассматриваемом примере (см. табл. 4.4) выход всплывшей
фракции плотностью 1600—1700 кг/м3 составляет 1,9 % при об-
щем ее содержании в исходном материале 2,2 %. Коэффициент
распределения составляет 1,9/2,2, т. е. 86,4 %. Коэффициент
распределения может относиться к всплывшему продукту
(в этом случае он уменьшается с увеличением плотности) или
к потонувшему (увеличивается с увеличением плотности).
Графическую зависимость коэффициента распределения от
средней плотности фракции называют кривой распределения,
разделения или Тромпа [23]. Параметры этой кривой исполь-
зуют для определения характеристик разделения.
Плотность разделения, или точка перегиба
Тромпа, — такая плотность, при которой одинаковое количе-
ство одного компонента теряется в каждом из двух продуктов.
При этой плотности частица имеет равную вероятность попасть
как в потонувший, так и всплывший продукт сепаратора, т. е.
это плотность, при которой кривая распределения проходит
через значение 50 %. Она определяется как среднее значение
бесконечно малого интервала плотности, при котором равное
количество одного компонента находится в потонувшем и
всплывшем продуктах. На рис. 4.10 показан основной вид кри-
вой распределения.
54
энные . % *9ЯВЭ1ГЭ№41ЮВа 100 100 100 94,7 86,4 60,0 40,0 10,0 0,6 1
е* 0) 3 X et о X 10'0 1,62 | 0,86 0,67 0,56 0,87 0,47 0,52 0,60 14,75 20,92
о S 0) 3 X X 03 % 'У Ч1Э0НЧЕ0£ СО О — LOLOOOOCO сч о о <я> стГ ь- сч” о” со” —> сч со ю о СО 20,9
S о га а. % ,НА. ojohEox эн ю tfoxt4g сч со. ю с? сч о о о со g о со” — сч” —” —” —г- 100
угля в? S X АЛи Ю'о 1 __ 0,03 0,12 0,19 0,31 0,54 14,67 15,86
к X X X га •& к га %'у чхэончцод о Г~7 СО о СЧ О СО ст? сс ос со сч’ o' СО 1 — СЧ СО Ю Ю СО 80,1
© ко о о ты (тяже % ,ХА, иип -ЯЕ(1ф ю Иохгчд — со СО о LO | | 1 o' a o' o' о tC 19,8
X О. и О ч о и О X X % ‘Л OJOHtfOX -эи ю Еохгчд — М- О о СО г- | I О o' —" со” Tf* СО 1 1 со 100
£ к X О 0? X X X 10'0 СЧСОЬ-СОЮСС — СОСО CD со СО ю bw см сч о о —Г о” о” о” о о о о” о” 5,06
ей с X га О. •е (К га х % 'у Ч1ЭОНЧ1ГО£ СО О О_ СО СО сч LO 00 oi о? © © О) © со сл со — Oi СО >-Q i-Q со СО СО
и о Е=С X *= X 3 ч а> * К нтрат (лс % ‘ЕД, НИИ -явбф ю Еохгчд 62,2 9.6 3,5 1,8 ' 1,9 1 0,6 0,4 0,1 0,1 80,2
4> X X о % ‘Л олоиЧ/охэи ю ииПявдф Еохгчд 77,5 12,0 4,3 2,3 2,4 0,8 0,4 0,2 0,1 О о
ТАБЛИЦА 4.4 Результаты испытания в т Плотность фракции» кг/м3 <1300 1300—1400 , - 1400—1500 ’ . 1500—1600 1600—1700 L 1700—1800 ... 5 1800—1900 1900—2000 >2000 Исходный материал
55
Рис. 4.10. Кривая разде-
ления Тромпа:
I — всплывшие фракции;
И — легкие фракции в по-
тонувшем продукте: ill —
потонувшие фракции; IV —
тяжелые фракции во всплыв-
шем продукте
Вертикальная прямая линия СМВ представляет собой теоре-
тическую плотность разделения. Весь более легкий материал
всплывает, а весь более тяжелый материал тонет.
Однако действительное разделение представляется кривой
FMO. Площадь фигуры FMB соответствует легкому продукту,
попавшему в потонувшую фракцию, а площадь СМО соответ-
ствует тяжелому продукту, который поступил во всплывшую
фракцию. Эти две площади не обязательно равны. Приближе-
ние кривой к вертикальной прямой означает подход к идеаль-
ному разделению, в то время как заштрихованные площади
представляют собой отклонения от идеального разделения
[1, 4, 21].
Вероятное отклонение ЕР— показатель эффективности раз-
деления в аппарате. Он определяется из кривой Тромпа и рас-
считывается как полуразность плотности в интервале коэффи-
циента разделения 25—75 % по кривой распределения:
Ер = 0,5(о28 — а75). (4.5)
Более низкое значение Ер и меньшее различие в интервале
плотности при значениях коэффициента разделения 25 и 75 %
означают более эффективное разделение. Наоборот, более вы-
сокое значение Ер указывает на более широкое распределение
плотности и меньшую эффективность разделения.
Значение кривой распределения в том, что она типична для
определенных крупности перерабатываемого материала и типа
сепаратора, но не зависит от химического состава всплывшего
или потонувшего материала. Однако сходные кривые, хотя и
с различными точками перегиба, получаются, если в одном и
том же сепараторе перерабатывается разный материал одной
крупности. Поэтому по полученным данным можно предсказать
характеристику сепаратора.
Таким образом, используя кривую распределения, построен-
ную для угля по данным табл. 4.4, можно рассчитать резуль-
56
ТАБЛИЦА 4.5
Предполагаемые результаты разделения любого угля крупностью
—12,7 + 6,35 мм в одном тяжелосредном сепараторе (аналогично углю в табл. 4.4)
при плотности 1600 кг/м3
Плотность фракций, кг/м3 Испытания в тяжелых жидкостях основной пробы сырого угля крупностью —12,7 мм Коэффициент распределения для точки перегиба при плотности 1600 кг/м3, %
Выход 7, % Зольность А, % 0,01 А у
<1300 52,8 2,6 1,373 100
1300-1400 12,3 8,7 1,070 96,5
1400—1500 4,2 18,8 0,790 84,5
1500—1600 2,1 30,0 0,639 63,0
1600—1700 2,9 39,4 1,143 34,5 ?
1700—1800 1,0 47,1 0,471 13,3
1800—1900 1,1 53,6 0,590 4,0
1900—2000 1,0 60,2 0 602 0,5
>2000 22,6 85,1 19,233 —
Исходный мате- риал 100 25,9 25,902 X —
Продолжение табл. 4.5
Плотность фракций, кг/м3 Рассчитанные показатели обогащения в тяжелосредном сепараторе
Чистый уголь (всплывший продукт) Отходы (потонувший ПрОДуКТ)
Выход -у, % Золь- ность А, % 0,01 А у Выход 7, % Золь- ность А, % 0,01 А у
<1300 52,8 2,6 1,373 2,6
1300—1400 11,87 8,7 1,033 0,43 8,7 0,037
1400—1500 3,55 18,8 0,667 0,65 18,8 0,122
1500—1600 1,32 30,0 0,396 0,78 30,0 0,234
1600—1700 1,00 39,4 0,394 1,90 39,4 0,749
1700—1800 0,13 47,1 0,061 0,87 47,1 0,410
1800—1900 0,04 53,6 0.021 I 06 53,6 0,568
1900—2000 0,01 60,2 0,006 0,99 60,2 0 596
>2000 — 85,1 — 22,6 85,1 19,233
Исходный мате- риал 70,72 5,59 3,951 29,28 75,0 21,949
57
тэты разделения в одном тяжелосредном сепараторе различных
углей одной крупности при предполагаемой плотности разделе-
ния (точка перегиба) 1600 кг/м3 (табл. 4.5).
Вышеприведенные рассуждения практически более или менее
корректируются для руд одного типа, одной крупности, но раз-
ного состава при их переработке в том же сепараторе. Они
могут быть реализованы, однако имеются определенные ограни-
чения, которые должны быть тщательно соблюдены, если для
прогноза используют кривую Тромпа. «Сепаратор» можно счи-
тать постоянной системой при условии постоянства:
геометрии разделительного сосуда;
механизма и эксплуатационных характеристик машины (ско-
рость перемешивания, скорость и амплитуда хода и т. д.);
Рис. 4.11. Семейство кривых Тромпа при различном Ер:
1—6 — при Ер, соответственно равном 0,02; 0,03; 0,04; 0,05; 0,075; 0,1
58
подготовки питания и утилизации продукта;
скорости подачи питания;
реологических свойств среды.
Любые изменения этих переменных (не общие на практике)
предполагают разные процессы разделения, и аргумент сходно-
сти кривых распределения в этом случае недействителен. Так,
при отсадке форма частицы не может быть определяющим фак-
тором, так как она может селективно изменяться.
Построение кривой Тромпа по вероятностным данным дает
в результате прямую линию. На рис. 4.11 показаны графические
зависимости при различных значениях Ер, пересекающиеся при
плотности разделения, что может быть использовано для опре-
деления коэффициента распределения при любой плотности, от-
личной от плотности сепарации.
Другие характерные критерии рассмотрены ниже.
Зольность или погрешность содержания. Раз-
личие между действительным содержанием золы во всплывшем
продукте разделения и содержанием золы, которое могло бы
быть получено теоретически в соответствии с действительным
выходом всплывшего продукта, не является погрешностью раз-
деления. Например, из рис. 4.12, представляющем собой увели-
ченную часть рис. 4.9, находим выход, полученный в сепараторе
в промышленных условиях (80,18 %); зольность всплывшего
продукта при 80,18 %; зольность всплывшего продукта (чистого
угля — 6,32 %). Таким образом, погрешность зольности: 6,32—
-6,19 = 0,13 %.
Погрешность выхода (потеря выхода)—раз-
ница между действительным выходом продукта и выходом, ко-
торый мог бы быть получен теоретически и соответствовал дей-
ствительному составу продукта без погрешности разделения.
В рассматриваемом примере зольность всплывшего продукта
(чистый уголь) равна 6,32 %—определяется графически; сум-
марный выход всплывшего продукта при этой зольности равен
80,44 %. Выход чистого угля (всплывший продукт) равен
80,18 %. Таким образом, погрешность выхода: 80,44—80,18 =
Рис. 4.12. Кривая по-
грешности зольности или
содержания:
Г — суммарная зольность
всплывших фракций, %; 2 —
фабричный выход (80,18%);
3 — теоретический выход
при зольности 6.3 %
(80,44 %); 4—испытания
в тяжелых жидкостях ис-
ходной руды; 5 — получен-
ные на фабрике результаты
59
Рис. 4.13. Испытания в тяжелых
жидкостях продукта, измельченного
в шаровой мельнице, показавшие
окончательное раскрытие вуджинита
при крупности 200 мкм:
/ — концентрат, всплывший при плотности
2900 кг/м3; 2 — продукт, потонувший при
плотности 2900 и всплывший при плотно-
сти 4200 кг/м3; 3 — хвосты, потонувшие
при плотности 4200 кг/м3
=0,26 %. Чем меньше вышеприведенные значения, тем более
точное разделение.
Так как рис. 4.8 был значительно увеличен для получения
рис. 4.12, можно утверждать, что точность, используемая выше,
нереальна на практике. На практике эти определения (частично
для гарантий) делают на основе статистического анализа из
большего числа проб.
Анализы в тяжелых, жидкостях для изучения раскрытия ми-
нералов. Анализ в тяжелых жидкостях исключительно полезен
при определении характеристики раскрытия руды. Следующий
пример взят из работы [6] и относится к раскрытию вуджинита
из руды предприятия «Танталум майнинг корп.», Канада. Ана-
лизу в тяжелых жидкостях подвергнута сортированная по круп-
ности руда при плотности 2900 (ТБЭ) и 4200 кг/м3 (жидкость
Клеричи); материал плотностью менее 2900 кг/м3 считается
хвостами, а материал плотностью более 4200 кг3м3 — концен-
тратом.
Кривая зависимости (рис. 4.13) распределения тяжелого ми-
нерала от его крупности четко йоказывает, что раскрытие почти
полное при крупности около 200 мкм. Также показано, что рас-
крытие частицы начинается при крупности 600 мкм. Следова-
тельно, цикл извлечения ценного компонента целесообразно про-
водить, начиная с крупности 600 мкм, с последующим доизмель-
чением черновых хвостов до 200 мкм (см. гл. 29).
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Abbott, J., Bateman, К. W. and Shaw, S. R. (1969). The Vorysl Sepa-
rator. 9th Commonwealth Min. and Metall. Cong. London, Paper 33, 19 pp.
2. Andres, U. T. (1976). Magnetohydrodynamic and Magnetohydrostatic
Methods of Mineral Separation Wiley. New York 224 pp.
3. Apostolides, G. (1968). Unit Processes in Particle Mechanics. Royal
School of Mines MT201 Course Notes.
4. Armstrong, M. P. and Cammack, P. (1969). The Hirst Fine Coal Wa-
sher, 9th Commonwealth Min. and Metall. Cong. London, Paper 30, 19 pp.
5. Browning, I. S. (1960). Heavy Liquids and Procedures for Laboratory
Separation of Minerals. USBM Info. Circular No. 8007 14 pp.
60
6. Burt, R. О. (1979). Tantalum Mining Corporation’s Gravity Concentra-
tion-Recent Developments. Bull. Can. Inst. Min. and Metall Sept ЮЗ-
108.
7. Clemmons, В. H., Stacy, R. H. and Browning, I. S. (1957). Heavy
Liquid Techniques for Rapid Evalution of Sands by Prospectors and Plant
Operators. USBM Rep. of Invest. No. 5340 12 pp.
8. Desnoes, A. (1965). Utilization des suspensions dense de mercure dans
le bromoforme au laboratoire. Revue de ITndustrie Minerale. 33—38.
9. Henley, K„ Cooper, R. S„ and Kelly, A. (1972). The Application of
Mineralogy to Uranium Ore Processing. Aust. Atomic Energy Authority Syp.
on Uranium Proc. 24 pp.
10. Leonard, I. W. and Mitchell, D. R. (Eds) (1968). Coal Preparation
(3rd Edn) AIME New York 4/23—30.
II. Loveday, В. K. (1970). Prediction of Gravity Inertial Separation ef-
ficiencies from Heavy Liquid Tests and Tromp Type Efficiency Curves: an
Improved Method. Trans. Inst. Min. and Metall. Sect. C. June CI37—CI40.
12. MacDonald, E. H. (1968). Manual of Beach Mining Practice. Aust.
Dept, of External Affairs. 69 pp.
13. MacDonald, E. H. (1969). Development of Pilot Plant Flowsheets for
Beach Sand Reposits. Proc. Aust. Inst. Min. and Metall. Annual Conf. Syd-
ney, 24 pp.
14. Mills, C. (1978). Process Design, Scale-up and Plant Design for
Gravity Concentration. In Bhappu, R. B. and Mular, A. (Eds.). Mineral Pro-
cessing Plant Design. AIME, New York. 404—426.
15. Muller, L. D. (I960). Some Laboratory Techniques Developed for
Ore Dressing Mineralogv. (5th) Inter. Miner. Proc. Cong. I. M. M. London
1047—1057.
16. Muller, L. D. and Burton, C. J. (1965). The Heavy Liquid Density
Gradient and its Application in Ore Dressing Mineralogy. Proc. 8th Common-
wealth Min. and Metall. Cong. Aust. IMM Melburne 1151 —1163.
17. Muller, L. D., Henley, K. J. and Benjamin, R. F. K. (1969). Applied
Mineralogy in Tin Ore Beneficiation. In Fox, W. (Ed.). A Second Tech. Conf,
on Tin. ITC London 559—599.
18. O’Connell, W. L. (1963). Properties of Heavy Liquids. Trans. Am.
Inst. Min. Eng. 226 126—132.
19. Sclar, С. B. and Weissberg, A. (1961). Density Chart for the Prepa-
ration of Heavy Liquids for Mineralogical Analysis. Trans. Amm. Inst. Min.
Eng. 220 349—351.
20. Smale, D. (1970). Density Gradient Columns, with Special Reference
to ther Application to Modal Analysis. Miner. Sci. and Eng. 2 (2) 18—23.
21. Sym>on, R., Higginbotham, G. H. and Amstrong, F. (1957). The
Performance of a Coal Preparation Plant. Proc. 2nd Symp. on Coal Prep.
Univ, of Leeds 353—377.
22. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing. Wiley, N. Y.
Section 11 and 19.
23. Tromp, K. F. (1937). New Method of Computing the Washability of
Coals. Colliery Guard. 153 995—959.
24. Woo, С. C. (1964). Heavy Media Column Separation: a new Techni-
que for Petrographic Analysis. Am. Miner. 49 116—126.
Глава 5 . .
ТЕОРИЯ ТЯЖЕЛОСРЕДНОЙ СЕПАРАЦИИ
Тяжелосредная сепарация была впервые применена для
Угля. Процесс дал относительный прорыв в технологии перера-
ботки; товарный продукт может быть получен в основном без
Дальнейшей обработки.
61
По сравнению с действующими в настоящее время тяжело-
средными сепараторами условия разделения в первых сепарато-
рах были далеки от идеальных. Выделение угля из глинистого
сланца производились при большой крупности (более 25 мм),
различие в плотности между углем и глинистым сланцем было
большим (более 1000 кг/м3) и плотность разделения была низ-
кой (1400—1600 кг/м3). При таких условиях гидродинамические
свойства частицы были благоприятными для тяжелосредной се-
парации (в отношении частиц, которые имели высокую конеч-
ную скорость), и сепарация эффективно протекала в аппаратах
относительно малого размера, поскольку требуемое время пре-
бывания частиц было минимальным. Более того, тяжелосредная
сепарация могла протекать в турбулентных условиях, необходи-
мых для стабилизации быстро осаждающихся суспензий, таких,
как в процессе Чанса (суспензия кварцевого песка). Вязкость
суспензии и предел текучести имели вторичное значение, по-
этому любой дешевый материал мог быть использован в каче-
стве среды, даже если при требуемой объемной концентрации
получалась высоковязкая суспензия.
Когда тяжелосредная сепарация была впервые применена
для других руд, наблюдалось аналогичное раскрытие при боль-
шой крупности с существенными различиями в плотности цен-
ного минерала и отходов. Однако в этом случае необходимо ис-
пользовать среду с плотностью большей, чем 2650 кг/м3 (обычно
плотность кварца и полевого шпата), т. е. вещества с более вы-
сокой плотностью для среды и, следовательно, более дорогие.
В результате возникла необходимость в циклах регенерации
среды, что значительно усложнило простые циклы тяжелосред-
ной сепарации.
В основном, однако, проблемы вязкости не так важны, и не
удивительно, что изучение реологии представляет особый инте-
рес только для производства краски, бумаги, пищи и косметики.
Поскольку более богатые угольные и рудные месторождения
истощаются, применение тяжелосредной сепарации для руд
меньшей крупности с меньшими различиями в плотности стало
более трудным. Кроме того, так как увеличились мощности по
добыче и переработке низкосортных руд, то применение тяжело-
средной сепарации приобретает большую важность в качестве
стадии предварительной концентрации. В настоящее время тя-
желосредная сепарация используется как стадия предваритель-
ного обогащения для сброса в хвосты пустой породы при воз-
можно большей крупности, что позволяет уменьшить необходи-
мую производительность стадий обогащения.
Уменьшение крупности и различий в плотности значительно
снизили гидродинамические параметры разделяемых частиц, и
в результате технология тяжелосредного обогащения развива-
лась в двух главных направлениях;
62
увеличение гидродинамических параметров частиц путем за-
мены гравитационной силы на центробежную, что привело к раз-
работке тяжелосредного циклона [9], сепаратора Ворсил [1],
Дайна Вайэрлпул [21] и сепаратора Три-Фло [13], описанных
более подробно в гл. 9;
понимание и контролирование природных и искусственных
реологических свойств суспензий, используемых в тяжелосред-
ной сепарации.
Сначала рассмотрим второе из этих направлений, так как
оно имеет существенное влияние на первое.
Реология и тяжелосредная сепарация. В операциях тяжело-
средной сепарации, как практикуется в настоящее время, есть
несколько величин, относительная важность которых может от-
личаться от операции к операции:
точность разделения при сепарации — определяет качество
одного или обоих продуктов (если есть два продукта разде-
ления) ;
выход — определяет количество, по крайней мере, одного
продукта, а именно отходов с минимальным содержанием цен-
ного компонента;
высокое извлечение и низкие эксплуатационные затраты
в цикле регенерации суспензии;
высокая производительность оборудования и низкие эксплуа-
тационные расходы;
низкое «налипание» среды на один из продуктов — опреде-
ляет их загрязнение. Например, камерный магнезитовый про-
дукт должен содержать не более 0,2 % железа. В противном
случае железосодержащая среда, налипшая на продукт, делает
его некондиционным.
На вышеприведенные величины оказывают влияние многие
факторы; некоторые из них зависят друг от друга и могут быть
обобщены в следующие исходные данные:
руда;
суспензионная среда;
процесс.
Физическая и минералогическая характеристика руды влияет
на тяжелосредную сепарацию различным образом.
Крупность раскрытия и интервал крупности питания, раз-
личие в плотности между минералами и теоретической плот-
ностью разделения влияют на гидродинамические параметры
частиц и, следовательно, на точность разделения (Ер—см. гл. 4)
и производительность оборудования. Плотность разделения оп-
ределяет объемную концентрацию частиц среды, образующих
суспензию, а это, в свою очередь, влияет на ее реологические
свойства.
На реологические свойства суспензии влияют крупность, ко-
личественный и минеральный состав продуктов истирания руды
63
в процессе переработки, а также продуктов, остающихся в цикле
тяжелосредной сепарации после промывки. Кроме того, адгези-
онные свойства среды, применяемой для разделения продуктов,
и сохранение рудных шламов в цикле тяжелосредной сепарации
влияют на потери среды и ее загрязнение. Все это, следова-
тельно, определяет стоимость и чистоту среды и расходы по ре-
генерации.
Реологические параметры суспензии в условиях процесса —
предел текучести, эффективная вязкость и стабильность (ско-
рость осаждения) — влияют на гидродинамику разделяемых ча-
стиц и, таким образом, на точность разделения (Ер).
Скорость перемещения частиц, определяемая потоком и пе-
ремешиванием суспензии, методом и скоростью подачи питания,
способом разгрузки продукта и приложенным полем сил (гра-
витационных и центробежных), влияет на гидродинамические
параметры частиц и реологические параметры суспензии.
Физическая и минералогическая характеристика среды зна-
чительно влияет на тяжелосредную сепарацию. Крупность, рас-
пределение по крупности, объем и плотность среды влияют на
реологические параметры суспензии, извлечение среды и за-
грязнение продуктов обогащения. Физические свойства среды
(такие, как поверхностная энергия, проницаемость и коэрцитив-
ная сила) влияют на реологические параметры суспензии и ре-
генерацию среды, определяют химические свойства среды, такие,
как степень окисления или гидратация. Обычный метод регене-
рации среды — интенсивная промывка водой продуктов сепара-
ции на вибрационных грохотах с последующей низкоинтенсив-
ной мокрой магнитной сепарацией объединенного подрешетного
продукта. По мере уменьшения крупности частиц, перерабаты-
ваемых тяжелосредной сепарацией, мокрому грохочению под-
вергается более тонкий материал и возрастают трудности отде-
ления продукта от среды, в результате чего увеличиваются по-
тери продуктов обогащения. С уменьшением крупности частиц
среды улучшаются реологические свойства суспензии, но труд-
ность извлечения чистой среды магнитной сепарацией увеличи-
вается.
Эти два процесса — грохочение и магнитная сепарация —
легко контролируются экономическими факторами, связанными
с потерей среды и, следовательно, с затратами [6].
Точность разделения данной руды с определенными круп-
ностью, плотностью и плотностью разделения для данных ус-
ловий процесса определяется:
эффективной вязкостью суспензии rp< — вязкость, созданная
частицами руды (в идеальном случае должна быть как можно
меньше);
пределом текучести суспензии qs (должен быть как можно
меньше);
64
устойчивостью суспензии So — величина, обратная скорости
осаждения для суспензии и имеющая размерность сантиметры
в минус первой степени (должна быть как можно больше).
Кажущаяся и эффективная вязкость. Одна из главных про-
блем в тяжелосредной сепарации—прогнозирование поведения
рудной частицы в суспензии. Обычно измеряют кажущуюся вяз-
кость суспензии т]а при некоторой известной или неизвестной
скорости сдвига dv/dy и рассчитывают конечную скорость руд-
ной частицы из этого значения вязкости. Однако это может
быть неправильным для неньютоновских жидкостей, для кото-
рых вязкость не является простой функцией скорости сдвига или
наблюдается сопротивление деформации.
Следовательно, чтобы провести сравнение между суспен-
зиями или изучить влияние переменных факторов на одну сус-
пензию, единственно правильный подход — измерение (длякаж-
дой суспензии или условий опыта) полной кривой потока в виде
зависимости скорости сдвига от напряжения сдвига. При нали-
чии таких графиков вязкость и, следовательно, конечная ско-
рость могут быть определены для любой скорости сдвига, что
эквивалентно условиям процесса.
Однако остаются две трудности. Оценка скорости сдвига за-
труднительна из-за того, что она зависит от:
перемешивания и направления потока суспензии в аппарате
для разделения, что достаточно сложно описать;
частиц руды самих по себе, так как они движутся через
суспензию (скорость и способ подачи питания, истинный вы-
ход потонувшего продукта и т. д.), а это также сложная
проблема.
С точки зрения процесса важно, чтобы вязкость, испытывае-
мая частицей в условиях процесса, была известна. Кажущаяся
вязкость т]д равна общему давлению (усилию), разделенному
на скорость сдвига, т. е. равна обратной величине градиента
линии, соединяющей начало координат с данной точкой на кри-
вой потока.
Эффективная вязкость цЕ равна обратному градиенту угла
наклона в данной точке кривой потока. На рис. 5.1 показаны
кривые потока для дилатансионной (А), ньютоновской (В) и
пластичной (С) суспензий.
Для дилатансионной суспензии (А) при низкой скорости
сдвига т]а~т]е; при высокой — т]д<т]е, а конечная скорость, рас-
считанная с использованием цЛ, значительно ниже, чем рассчи-
танная с использованием т]Е-
Для ньютоновской суспензии (В) при всех значениях скоро-
сти сдвига г]а = г]е-
Для пластичной суспензии (С) при высокой скорости сдвига
Цд приближается к (в этом случае пластичная вязкость т]р/)
и конечная скорость, рассчитанная по тщ и цЕ, различается
3 Заказ Ns 1987 65
Рис. 5.1. Типовые кривые потока
дилатансионной (4), ньютоновской
(В) и пластичной (С) суспензий
Рис. 5.2. Схема типичного цикла
с тяжелосредным конусным сепара-
тором:
1 — зоны очень низких скорости сдвига и
предела текучести; 2 — брызгала
незначительно. При низкой скорости сдвига т]А>Це и конечная
скорость, рассчитанная по цА, значительно больше, чем рассчи-
танная по
Далее, сравнивая суспензии (А) а (С) или (С) и (В) при
одинаковой скорости сдвига и использовании цА или можно
сделать вывод, что:
с использованием значений цА вязкость дилатансионной сус-
пензии (А) много меньше, чем пластичной суспензии (С), и
меньше, чем суспензии (В). Также суспензия (В) менее вязкая,
чем суспензия (С);
с использованием значений вязкость дилатансионной сус-
пензии (А) незначительно меньше, чем пластичной суспензии
(С). Также проявляется, что суспензия (В) более вязкая, чем
суспензия (С).
Далее необходимо рассмотреть теоретические аспекты дви-
жения рудной частицы, начинающегося из состояния покоя
в пластичной суспензии под влиянием ускорения свободного па-
дения. Полагая, что суспензия устойчива и частица велика или
достаточно тяжела для преодоления предела текучести, считаем,
что частица начинает падение с определенным ускорением и со-
ответствующей начальной скоростью. Эту скорость определяет
скорость, с которой частица сдвигает суспензию, и, следова-
тельно, вязкость суспензии в экспериментах с суспензией. До-
пустив, что контролирующей является кажущаяся вязкость цА,
частица будет ускоряться, так как кажущаяся вязкость быстро
уменьшается с увеличением скорости частицы и скорости сдвига.
В то же время равновесие достигается после более длительного
периода ускорения, чем в случае, где контролируется эффектив-
ная вязкость т]Е. Этот пример показывает важность знания и ис-
66 к - .<
пользования действительных значений вязкости в расчетах по
тяжелосредной сепарации.
Лучший подход — сравнивать суспензии на основе кривых
потока и использовать значения кажущейся вязкости при
рассчитанной скорости сдвига в процессе. При наличии кривых
потока могут быть использованы значения кажущейся вязкости.
Эти значения могут быть рассчитаны для постоянной удельной
скорости сдвига.
В основном для суспензий, используемых в тяжелосредной
сепарации, кажущаяся вязкость цА увеличивается:
с увеличением скорости сдвига для дилатансионных сус-
пензий;
с уменьшением скорости сдвига для пластичных суспензий;
с увеличением объемной концентрации среды как для дила-
тансионных, так и для пластичных суспензий;
с анизотропией объема и крупности частицы для дилатан-
сионных суспензий;
с загрязнением ультратонкими частицами для дилатансион-
ных и пластичных суспензий.
Вязкость грубозернистых дилатансионных суспензий умень-
шают, добавляя небольшое количество шламов (т. е. 5—10 %
материала крупностью 10—40 мкм).
Предел текучести пластичной суспензии — сила, которую не-
обходимо преодолеть, чтобы суспензия начала течь. Следует, од-
нако, различать усилие деформации суспензии, относящееся
к собственно потоку, и усилие деформации, относящееся к ча-
стицам руды, движущимся в суспензии.
Обычно в пластичной суспензии, циркулирующей в процессе
тяжелоср едкого обогащения, имеются зоны с повышенным уси-
лием деформации вследствие перемешивания (сдвига) и спокой-
ные зоны с нормальными пределами текучести. На рис. 5.2 по-
казан упрощенный поперечный разрез тяжелосредного конус-
ного сепаратора и отмечены зоны низкого и высокого предела
текучести.
Видно, что предел текучести постепенно изменяется от дан-
ного значения при статических условиях до нуля, когда дости-
гается подходящая скорость сдвига при полностью динамиче-
ских условиях.
Частица в тяжелой суспензии с пластичными свойствами
должна поэтому преодолеть предел текучести, значение кото-
рого зависит от условий работы тяжелосредного сепаратора.
Если частица имеет достаточные крупность и плотность для пре-
вышения предела текучести или если в процессе скорость сдвига
такова, что отсутствует предел текучести, то на движение ча-
стицы влияет только вязкость суспензии.
Влияние предела текучести на движение частиц исследовано
в работе [38] при статических, имитированных динамических
3* 67
(путем вибраций) и действительно динамических (производ-
ственный процесс) условиях. Авторы использовали пластичные
суспензии глины, глинистого сланца и магнетита, для каждой
из которых была определена полная кривая потока.
Они рассчитали корреляцию между пределом текучести и
минимальной крупностью частицы или дифференциальной плот-
ностью (частицы или суспензии), ниже которой сепарация не-
возможна.
Статичная тяжелая среда. Для частицы сфериче-
ской формы плотностью Si (кг/м3) и диаметром di, помещенной
в устойчивую пластичную суспензию с пределом текучести qs
(Н/м2) и плотностью 8' (кг/м3), уравниваем силы, действующие
на нее: qs = (n/6)di3(6i—o')g, и разделим на поверхность сферы,
на которую действует напряжение сдвига. Площадь поверхности
сферы может при интегрировании быть равной (ardi/2)2, следо-
вательно:
?5==[2<Д/(3;гг)] (Si—a')g. (5.1)
Уравнение (5.1) показывает, что если величина qs постоянна,
то 1/di пропорциональна (Si—а').
При падении сферических частиц данной крупности, но по-
степенно уменьшающейся плотности в статической пластичной
суспензии была экспериментально [38] определена для разных
суспензий и частиц различной крупности плотность сферы, ко-
торой недоставало для движения. Как показано (упрощенно)
на рис. 5.3, графическая зависимость 1/d от (6—о') представ-
ляет собой во всех случаях прямую линию, что подтверждает
уравнение (5.1) и показывает постоянство и независимость от
размера частиц значения qs отдельной суспензии.
Если в условиях процесса предел текучести уменьшается до
некоторого другого более низкого значения qD (Н/м2), то для
сферической частицы в точке движения справедливы уравнения
<7D = [2d1/(3n.)](62— o')g при 62<61; (5.2а)
qD = [2d2/(3n)] (б!—<j')g при d2<dx. (5.26)
Знание значений qs или qr> позволяет, таким образом, опре-
делить минимальный диаметр сферической частицы или мини-
мальную разницу в плотности частицы и суспензии, ниже ко-
торой разделение становится невозможным. На практике, од-
нако, предел текучести qF, как показывает кривая потока, не
может быть равным ни qs, ни qD (рис. 5.4).
Если qs = k\.qF в статических условиях и qD = k2qp в динами-
ческих условиях (где и k2 постоянны и их значения могут
быть определены), то минимальные размер и разница в плот-
ности, при которых сепарация отсутствует, могут быть рассчи-
таны заранее.
Эквивалентный диаметр час-
тно, 1/i, м"1
Рис. 5.3. Упрощенная взаимосвязь
между кажущейся плотностью сус-
пензии и размером частиц магнетита
(7), глины (2) и сланца (3) [38]
Рис. 5.4. Упрощенная форма типич-
ной зависимости скорость сдвига —
напряжение сдвига для реальной
суспензии [38]
Витмор и Валентин определяют kx и k2 следующим образом:
рассчитывают qs из уравнения (5.1) и определяют qF по кривым
потока нескольких суспензий. График зависимости qF от Издает
прямую линию (рис. 5.5), по которой определяем ki~2. Следо-
вательно, для статических условий: . г ,
^ = 2^ = [2с//(3л)](б — a')g; . •• , , •;
<yF = [d/(3n)J (6 — o')g. . (5.3)
-ej' , Д'. '
Отсюда определяем условие отсутствия сепарадии для данных
суспензии и различия в плотности: .......
^min=-3n^F/[g(6 —а')].
Для данных суспензии и диаметра частиц это следующее ус-
ловие:
(б - (у 3ytqp!(ф][) •
Уравнение (5.3) можно вывести, даже если различные зна-
чения площади поверхности используют, при которых действует
предел текучести. Однако при разной площади значения кон-
станты ki меняются. Уравнение (5.3), таким образом, приме-
нимо для сферических частиц в любой пластичной суспензии,
а значение k\ следует по необходимости определять независимо
от этого для частиц другой формы.
Смоделированная тяжелая среда. Для модели-
рования динамических условий Витмор и Валентин провели ис-
следования, аналогичные экспериментам в статических усло-
виях, но наложив внешнюю вибрацию на ванну с жидкой сре-
69
Рис. 5.5. Взаимосвязь между преде-
лом текучести, определенным по кри-
вой потока, и пределом текучести
в статических условиях для сфери-
ческой частицы [38]
Рис. 5.6. Взаимосвязь между кон-
стантой k2 и напряжение сдвига сус-
пензии q [38]:
1 — более высокая вибрация; 2 — низка»
вибрация
дой. При постоянной амплитуде вибрации значение k2, опреде-
ленное делением qD [рассчитано из уравнения (5.2) для сфери-
ческой частицы любого размера] на qF (определено по кривой
потока), уменьшилось ниже 2. Зависимость падения коэффици-
ента k2 от предела текучести и пластичной вязкости суспензии
показана на рис. 5.6.
Это, фактически, можно было заранее предположить, по-
скольку для пластичной суспензии предел текучести является
функцией вязкости (рис. 5.7 и 5.8).
Из вышеизложенного можно заключить, что при динамиче-
ских условиях k2<kl и qD<qs, следовательно, могут быть раз-
Рис. 5.7. Взаимосвязь между скоро-
стью сдвига и напряжением сдвига
для суспензии с увеличивающейся
пластичной вязкостью от T]₽ii ДО
Рис. 5.8. Упрощенная взаимосвязь
между пластической вязкостью и на-
пряжением сдвига [38]
70
делены частицы меньшей крупности, чем определяемая урав^
нением (5.3).
Промышленные условия. Витмор и Валентин рас-
ширили область своих исследований для определения k2 в усло-
виях действующей фабрики. Промышленные испытания были
проведены с использованием пластмассовых шариков, взвешен-
ных для определения плотности и гидродинамически эквива-
лентных сферическим частицам диаметром 25 мм. Испытания
были проведены на сепараторе Дрюбой с глинистым сланцем и
магнетитом в качестве среды и на сепараторе Барвойз с глини-
стым сланцем.
Испытания были проведены на сепараторах с подачей пита-
ния и без него; шарики отбирали из потонувшего и всплывшего
продуктов. В зависимости от числа и плотности шариков, ото-
бранных из каждого продукта, строили кривую распределения
и определяли плотность разделения о' (точка перегиба Тромпа).
Используя определенное значение о/ и эквивалентный сфериче-
ский диаметр пластмассовых шариков, рассчитывали значения
qD по уравнению (5.2). Затем рассчитывали k2 = qDlqF для всех
данных размеров частиц и условий работы с суспензией. Моди-
фицированный вариант этого метода в настоящее время исполь-
зуется в установке тяжелосредного обогащения для извлечения
алмазов на предриятиях фирмы «Де Бирс» в Южной Африке [2].
Типичные результаты, полученные Витмором и Валентином
с использованием ванны Дрюбой и суспензии глинистого сланца,
показаны на рис. 5.9. Здесь также отмечены значения плотно-
сти, ниже которых разделение невозможно, если сепаратор дей-
ствует при полностью статических условиях [как рассчитано из
уравнения (5.3)] для данной суспензии и частиц различной
крупности.
Получены следующие результаты: </^ = 9,2 Н/м2 (из кривой
потока); <7S = 21,5 Н/м2; </=1,373 кг/м3; k2= 1,39 (с подачей пи-
тания); </0=12,8 Н/м2.
Необходимо отметить, что кривые, полученные при подаче
питания и без него, для эквивалентных шариков диаметром
Рис. 5.9. Кривые разде-
ления для сепарации ша-
риков крупностью 25 мм
[38]:
/ — плотность суспензии; 2,
3 — шарики диаметром
25 мм соответственно с по-
дачей и без подачи пита-
ния; 4 — шарики диаметром
12,5 мм без подачи питания
71
25 мм различны. И хотя обе кривые отдалены от линии, соот-
ветствующей статическим условиям, кривая, полученная без по-
дачи питания, находится дальше. Это происходит, так как пото-
нувший продукт питания уменьшает предел текучести суспензии
и, следовательно, k2. Таким образом, значение k2 может быть ис-
пользовано для оценки минимального диаметра частицы и раз-
личия в плотности, ниже которого в отдельном сепараторе в пла-
стичной суспензии разделение невозможно.
Исследования Витмора и Валентика позволяют сделать сле-
дующие выводы.
1. Плотность разделения при условиях процесса отклоняется
от плотности суспензии меньше, чем предсказано для статиче-
ских условий (k2<k[), и разделение происходит лучше. Это, од-
нако, предел для этих условий, так как из-за более высоких ско-
ростей движения предел текучести нарушается. Чрезмерная
скорость движения является причиной вторичных потоков и
турбуленции, создающих трудности для разделения.
2. Наличие питания улучшает разделение, так как создает
плотность разделения более бливкую к плотности суспензии..
Однако улучшение наблюдается только до определенной ско-
рости подачи питания, так как происходит уменьшение пре-
дела текучести вследствие движения частиц суспензии. Выше-
этой скорости питания взаимодействие частиц влияет на гидро-
динамическое поведение самих частиц, происходит уменьшение-
конечной скорости при увеличивающейся объемной концентра-
ции и разделение становится труднее.
Дальнейший вывод такой, что по мере того, как крупность
частицы уменьшается, различие в плотности должно увеличи-
ваться.
Витмор и Валентин утверждают, что вибрацию ванны сепа-
раторов имеет смысл исследовать как метод уменьшения пре-
дела текучести и улучшения характеристики сепаратора. Ре-
зультаты такой работы, опубликованные в 1977 и 1983 гг., пока-
зали правильность этого утверждения [20].
Влияние состава питания. Поскольку ранее было-
показано, что состав питания влияет на показатели работы се-
паратора, уместно исследовать этот аспект более подробно. На
рис. 5.10 условно изображен материал, поступающий на тяжело-
средное обогащение и состоящий из «семейства» частиц различ-
ной крупности и плотности. Для частиц диаметром dt в интер-
вале плотности 6i—64 разделение невозможно. По мере увели-
чения крупности частиц их разделение постепенно становится
возможным так, что частицы диаметром d2 плотностью менее 62
могут быть отделены от таких же частиц, но плотностью
более б3. Плотность суспензии равна (64 + 61)/2. Частицы диа-
метром d2 не могут быть отделены в интервале плотности
62—дз-
72
Рис. 5.10. Взаимосвязь
между крупностью частйц и
плотностью суспензии для
теоретического тяжелосред-
яого сепаратора
а 8
Легкий продукт 1 гц ; ; Питание Легкий продукт
Рис. 5.11. Распределение частиц в конусном тяжелосредном сепараторе!
а — верхняя подача питания (более чистый потонувший продукт при меньшем выходе);
б — нижняя подача питания (меиее чистый продукт, ио больший выход)
Если в питании не содержится материал плотностью от да
до 63, то разделение происходит проще. Если же в питании со-
держатся частицы плотностью от да До дз (что является обыч-
ным случаем), то результаты разделения будут разными в за-
висимости от точки подачи питания в ванну.
Распределение частиц при подаче питания в верхнюю
часть ванны показано на рис. 5.11, а; в нижнюю часть — на
рис. 5.11, б.
Питание, вводимое в середину ванны, теоретически дает оп-
тимальное разделение, показанное на рис. 5.10. Однако на прак-
тике этого не происходит из-за плавающих частиц, которые ос-
таются посередине ванны и не могут двигаться. «Плавучесть»
частиц может наблюдаться и при подаче питания сверху, если
интервал крупности частиц в питании достаточно широк или
73
если питание вводится с первоначальной направленной вниз вер-
тикальной компонентой скорости. *
При большом интервале крупности питания крупные тяже-
лые частицы увлекают вниз меньшие частицы промежуточной
плотности из-за турбулентного кильватерного эффекта. В неко-
торой точке эти меньшие частицы могут выйти из места дей-
ствия кильватерного эффекта и остаться неподвижными вслед-
ствие наличия предела текучести суспензии. Они будут «пла-
вать» в этой точке, и разделение ухудшится.
Если питание поступает на поверхность жидкой среды
в ванне сверху (например, с конвейерной ленты), то частицы
ограниченного интервала плотности могут обладать достаточ-
ной инерцией для погружения в ванну. В точке, где движение
останавливается, предел текучести удерживает эти частицы,
которые затем «плавают».
Таким образом, очевидно, что при тяжелосредном обогаще-
нии при использовании пластичных суспензий надо избегать
питания с частицами широкого интервала крупности и его сле-
дует вводить как можно более осторожно на поверхность сус-
пензии. Влияние подачи суспензии по глубине ванны практи-
чески не исследовано.
В итоге предел текучести пластичных суспензий, используе-
мых в тяжелосредном обогащении:
повышается с увеличением объемной концентрации среды и
загрязнения ее тонкими классами;
снижается с увеличением интенсивности перемешивания,
вибрации или взаимодействия частиц питания, а также при
добавлении соответствующих поверхностно-активных веществ
или электролитов.
Стабильность суспензии — важное требование для эффектив-
ного разделения, поскольку чем более стабильна суспензия,
тем менее необходимо перемешивание. Снижение перемешива-
ния уменьшает возможность потери тонких классов частиц,
вследствие вторичных течений и турбулентности. Однако с по-
вышением стабильности суспензии обычно увеличиваются их
предел текучести и вязкость, и в каждом конкретном случае
существует своя оптимальная стабильность.
Стандартная методика для определения стабильности сус-
пензии следующая. Суспензию перемешивают и затем отстаи-
вают. Во время осаждения фиксируют скорость (м/с) переме-
щения видимой границы суспензии и чистой осветленной жид-
кости (нечеткая" линия). Величина, обратная этой скорости
осаждения,— стабильность So. Хотя этот метод дает удовлетво-
рительные результаты для сравнения устойчивых суспензий, он
не пригоден в промышленных условиях. Это особенно важно
при использовании как динамических, так и статических тяже-
лосредных сепараторов. Есть вероятность, что суспензия, счц-
74
-тавшаяся стабильной при статических условиях, будет менее
•стабильной в коническом сосуде со слабым перемешиванием.
Это связано с тем, что осаждение в коническом сосуде в основ-
ном происходит быстрее, чем в цилиндрическом. Однако в на-
стоящее время не существует методики таких расчетов и ис-
пользуется стабильность, измеренная в цилиндрическом сосуде
в статических условиях. В работе [11] подробно рассмотрена
природа стабильности в тяжелосредных циклонах и сепараторе
Ворсил.
Стабильность So (с/м) тяжелосредной суспензии зависит от
следующих факторов:
объемная концентрация среды (плотность суспензии) —
более высокая объемная концентрация обеспечивает более вы-
сокую стабильность и, следовательно, более низкую скорость
осаждения (рис. 5.12);
тип суспензии — разбавленные суспензии в основном неста-
бильны, имеют высокую скорость осаждения, но добавление
тонкого материала (случайно или намеренно) делает ее плас-
тичной, обеспечивая предел текучести суспензии и увеличение
стабильности (рис. 5.13);
форма частиц среды — при одинаковой объемной концентра-
ции скорость осаждения разбавленной суспензии меньше для
угловатых частиц, чем для сферических (см. рис. 5.12).
Таким образом, очевидно, что для данной объемной кон-
центрации стабильность должна коррелироваться с такими
Рис. 5.13. Кривые потока для суспен-
зии сферического ферросилиция
плотностью 3600 кг/м3 с примесью
и добавками [3]:
1 - нет примесей, нет гексаметафосфата
(ГМФ); 2 — то же с добавкой 1% бенто-
нита; 3 — условия 2 +0,001 % ГМФ; 4 —
условия 2 +0,004 % ГМФ; 5 — условия
2 +0,017 % ГМФ
Рис. 5.12. Приблизительная взаимо-
связь между скоростью осаждения и
плотностью для ферросилициевой
суспензии [3]:
J, 2 — сферические частицы соответственно
С примесью и без; 3, 4 — угловатые ча-
стицы соответственно с примесью и без
примеси
75
Доля ПАВ, % (по массе)
Рис. 5.14. Взаимосвязь между кажу-
щейся вязкостью, напряжением-
сдвига и скоростью осаждения для
типичной суспензии
переменными, как вязкость, предел текучести, содержание за-
грязняющих компонентов или поверхностно-активных веществ.
Обычно кажущаяся вязкость и стабильность коррелируются
с подачей поверхностно-активных веществ (рис. 5.14). На уста-
новках тяжелосредного обогащения, используемых для обога-
щения алмазов на предприятиях фирмы «Де Бирс», кажу-
щуюся вязкость и стабильность суспензии в настоящее время
определяют поточным методом [2].
Необходимо отметить, что при расходе поверхностно-актив-
ного вещества сверх критического стабильность суспензии по-
степенно уменьшается.
В идеальном случае по комплексу кривых потока для сус-
пензии, содержащей поверхностно-активные и загрязняющие
вещества, можно! определить скорость осаждения (стабиль-
ность) при любой данной скорости сдвига. К сожалению, эта
стабильность суспензии может быть использована только при
статических условиях. Этот подход был использован некото-
рыми авторами [И] при изучении характеристик динамического
оборудования для тяжелосредного обогащения.
Промышленные суспензии тяжелосредного обогащения.
Рассмотрим четыре класса суспензий плотностью:
1300—1800 кг/м3 — применяют в основном для обогащения
угля;
2700—2900 кг/м3 — для предварительного обогащения руд
различных металлов;
2900—3600 кг/м3 — для специального обогащения руд и ал-
мазов;
более 3600 кг/м3—используют редко.
На рис. 5.15 показана зависимость между плотностью сус-
пензии и кажущейся вязкостью (масштаб произвольный, по-
скольку ца является функцией скорости сдвига) при фиксиро-
ванной скорости сдвига для разных материалов. Эти зависи-
мости только наглядные, так как не учитывают влияние
крупности и формы частиц, скорости сдвига и стабильность
суспензии. Их можно использовать только для основного вы-
76
Рис. 5.15. Влияние плот-
ности пульпы на кажу-
щуюся вязкость для раз-
личной суспендированной
среды:
/ — глина; 2 — кварцевый
песок; 3 — магнетит; 4 —
ферросилиций; 5 — галенит;
6 — свинец; I — точки кри-
тической концентрации
бора подходящей среды требуемой плотности в интервале раз-
деления.
Необходимо отметить, что для всех сред зависимости пока-
зывают плотность суспензии, при повышении которой даже
незначительное ее увеличение быстро повышает кажущуюся
вязкость. Эта плотность, связанная с данной объемной концент-
рацией среды (критическая концентрация), как правило, огра-
ничивает применение данной средЫ| в промышленном процессе.
Из ряда суспензий плотностью 1300—1800 кг/м3 используют
только дилатансионные суспензии кварцевого песка или плас-
тичной глины, имеющие} плотности выше, чем критическая объ-
емная концентрация (1500—1600 кг/м3). Они могут быть ис-
пользованы для обогащения угля, раскрытого при такой круп-
ности, что ни существенное перемешивание, требуемое для
поддержания песка в суспензии во взвешенном состоянии, ни
предел текучести пластичной глинистой суспензии не влияют на
гидродинамическое поведение разделяемых частиц. Глинистые
суспензии, хотя они и недороги, часто требуют добавки реаген-
тов для модифицирования их реологических свойств. Ни песко-
вые, ни глинисто-сланцевые суспензии не применяют на совре-
менных угольных обогатительных фабриках частично потому,
что все более уменьшается крупность раскрытия частиц, и ча-
стично из-за необходимости более высокой плотности разде-
ления.
Как правило, для тяжелосредного обогащения угля исполь-
зуют магнетитовые суспензии при плотности выше 1500 кг/м3.
Эти суспензии готовят, измельчая природный магнетит в шаро-
вой мельнице, и их пластические свойства проявляются благо-
даря образованию шламов крупностью 10 мкм. Однако, явля-
ется ли дилатансия природной или наведенной, неважно. Если
дилатансия природная, то суспензия нестабильна, но она может
стабилизироваться вследствие случайного попадания или пред-
намеренного добавления в нее определенных компонентов.
77
В зависимости от крупности разделяемого угля могут быть
добавлены реагенты для регулирования стабильности и (или)
предела текучести.
Дилатансионность и нестабильность пластичной магнетито-
вой суспензии могут возникнуть и под действием других факто-
ров, кроме добавления химических реагентов.
Причиной этого может быть низкое извлечение очень тон-
кого магнетита в цикле регенерации (грохоты и магнитные се-
параторы). В этом случае стабильность нарушается и необхо-
димо провести специальные исследования. Такие исследования
могут предусматривать добавление стабилизирующих веществ,
таких, как бентонит, или новой тонкоизмельченной среды.
Магнетит, используемый в качестве среды при тяжелосред-
ном обогащении, является минеральным концентратом,который
обычно содержит сложные фазы TiO2, FeO, Fe2O3 и другие
компоненты. После извлечения среды магнетит должен быть
размагничен, иначе он флокулируется и суспензия становится
дилатансионной и нестабильной (то же для ферросилиция).
Степень флокуляции зависит от степени размагничивания, ко-
торая, в свою очередь, является функцией коэрцитивной силы
магнетита. Имеется взаимосвязь между минеральным составом
и коэрцитивной силой магнетита. Система размагничивания,
используемая в цикле регенерации магнетита, должна быть
тщательно налажена для данной среды. Альтернативой явля-
ется использование синтетического магнетита, но это весьма
дорого.
Для сепарации в интервале плотности 2700—2900 кг/м3 ис-
пользуется, как правило, измельченный чистый ферросилиций
или в смеси с измельченным магнетитом. Последнее предпочти-
тельнее с точки зрения экономики. На рис. 5.16 показано рас-
пределение Годена—Шумана для измельченного магнетита и
ферросилиция. Видно, что в то время как для измельченного
магнетита модуль распределения для измельченного фер-
росилиция— значительно меньше 1. Это различие в основном
оказывает влияние на пластичность магнетитовых суспензий и
дилатансию суспензий ферросилиция. Однако при достаточно
тонком измельчении ферросилиция суспензия может стать пла-
стичной. Загрязнение шламами суспензии магнетита с ферро-
силицием придает ей пластичность. Уменьшение предела теку-
чести, если это необходимо, достигается добавлением подходя-
щих реагентов.
Для разделения в интервале плотности 2900—3600 кг/м3
единственно приемлемой средой является сферический ферро-
силиций. Его по традиции называют ферросилиций «Кнапсак»,
так как он производится предприятием «Кнапсак» фирмы
«Хехст А. Г.», ФРГ\ В настоящее время его также производит
предприятие «Кокфонтейн» фирмы «Амкор», ЮАР [10]. Суспен-
78
Рис. 5.16. Распределение по крупно-
сти Родена — Шумана для различ-
ных магнетитовой и ферросилициевой
суспензий [3]:
1, 2 — магнетит; 3 — максимально тонко-
измельченный ферросилиций; 4 — тонкоиз-
мельченный ферросилиций; 5 — ферросили-
ций «Кнапсак»; 6 — грубоизмельченный
ферросилиций
2600 3200 3000 4000
Плотность суспензии, ujn3
Рис. 5.17, Кажущаяся вязкость (а) и стабильность суспензии (б) как функ-
ция плотности суспензии измельченного в разной степени и сферического
ферросилиция:
1 — 270D; 2 — I00D; 3 — циклон 40; 4 — циклон 60; 5 — 65D
зия из сферического ферросилиция обладает реологическими
свойствами, отличными от свойств измельченного (угловатого)
ферросилиция. На рис. 5.17, а приведена зависимость кажу-
щейся вязкости от плотности суспензии двух сортов измельчен-
ного и двух сортов сферического ферросилиция. На рис. 5.17, б
показана аналогичная зависимость стабильности суспензии двух
сортов ферросилиция и одного сорта сферического ферросили-
ция, а на рис. 5.18 — распределение Годена—Шумана для этих
же пяти сортов ферросилиция. Очевидно, что суспензия из сфе-
рического ферросилиция имеет более высокую критическую
79
Рис. 5.18. Распределение
по крупности Годена —
Шумана для измельчен-
ного в различной сте-
пени и сферического фер-
росилиция [10]:
1 — 65D; 2 — 100D; 3 — цик-
лон 60. 4 — циклоны 40 и
270D
Рис. 5.19. Взаимосвязь между скоростью осаждения (пунктирные линии),
кажущейся вязкостью (сплошные линии) и плотностью суспензии для ост-
роугольного и сферического ферросилиция и добавками различных приме-
сей (модифицировано И):
1 — измельченный остроугольный ферросилиций; J? — сферический ферросилицийД-5 %
каолинита; 3 — сферический ферросилиций4-1 % бентонита; 4 — сферический ферроси-
лиций4-5 % шламов марганцевой руды; 5 — сферический ферросилиций4-0,1 % бенто-
нита; 6 — сферический ферросилиций; 7 — сферический ферросилиций-}-10 °/о шламов мар-
ганцевой руды
концентрацию, чем из измельченного, но менее устойчива при
одинаковой плотности (объемной концентрации). Сферический
ферросилиций, таким образом, допускает более высокую сте-
пень засорения без чрезмерного увеличения кажущейся вязкости
суспензии.
Имеются также и другие соображения в пользу сфериче-
ского ферросилиция, даже несмотря на то, что этот материал
более чем вдвое дороже по сравнению с измельченным ферро-
силицием [10].
По сравнению с измельченным сферический ферросилиций:
более эффективно регенерируется в цикле магнитной сепа-
рации из-за формы частицы;
имеет более низкие потери при самоистирании, так как
труднее раскалывается [10];
80
легче извлекается в цикле уплотнения среды, так как имеет
<5олее высокую скорость осаждения;
имеет более низкую скорость химической коррозии [10];
легче отмывается от потонувших или всплывших частиц и,
следовательно, обеспечивает более чистые продукты и более
низкие потери среды.
Эт<д обеспечивает различные технологические и экономиче-
ские преимущества, которые должны быть взвешены в связи
с более высокими материальными затратами на любую данную
операцию.
Для сепарации при требуемой плотности более 3600 кг/м3
в качестве среды, вероятно, более практично использовать гале-
нит (теоретически максимальная плотность среды около
4500 кг/м3). Однако только некоторые типы руд требуют такой
высокой плотности, и даже в этих случаях затраты на извлече-
ние среды редко покрывают затраты на разделение.
Регулирование суспензий тяжелосредного обогащения. Если
требуемая суспензия нестабильна вследствие дилатансионности,
а интенсивное перемешивание недопустимо, то пластичность,
а следовательно, и стабильность можно изменить, добавив
такие тонкий материалы, как каолинит или бентонит. Как аль-
тернатива— при использовании измельченной среды ее можно
измельчить более тонко, при использовании сферического фер-
росилиция можно добавить измельченный ферросилиций.
Однако надо тщательно испытывать такие добавки, так как
каждая из них придает суспензии различную степень пластич-
ности, зависящую от их поверхностных сил и, следовательно,
минерального состава. Как видно из рис. 5.19, добавление 5 %
марганцевых рудных шламов придает суспензии плотностью
3400 кг/м3 почти такую же вязкость, как и такая же добавка
каолинита. А добавление 1 % бентонита в суспензию плотно-
стью 3400 кг/м3 так же влияет на ее вязкость и стабильность,
как добавка 5 % каолинита.
Как с экономической точки зрения, так и с технологической
для; регулирования плотности суспензии бентонит предпочти-
тельнее каолинита, так как добавка 5 % каолинита обеспечи-
вает плотность суспензии 3320 кг/м3, а 1 % бентонита —
3380 кг/м3.
Однако если требуется сохранить одновременно как ста-
бильность, так и узкий интервал плотности суспензии, то в! ка-
честве добавки следует использовать тонкую среду, несмотря
на ее существенные потери. Если пластичная суспензия обла-
дает избыточной кажущейся вязкостью и (или) пределом теку-
чести или приобрела эти свойства вследствие загрязнения или
чрезмерного1 добавления стабилизаторов (например, каолинита
или бентонита), то для их уменьшения требуется контролиро-
ванная добавка химических реагентов.
81
Рис. 5.20. Влияние концентрации
реагента на кажущуюся вязкость
и напряжение сдвига [19]:
1 — гексаметафосфат натрия; 2 — си-
ликат натрия
Рис. 5.21. Влияние pH среды на
кажущуюся вязкость (сплошные
линии) и предел текучести (пунк-
тирные линии) для суспензии из-
мельченного ферросилиция плот-
ностью 2960 кг/м3 [19]:
J — гексаметафосфат натрия; 2 — сили-
кат натрия; 3 — без реагентов
Есть три категории химических реагентов, которые могут
быть исследованы для этих целей:
длинноцепочечные поверхностно-активные вещества, содер-
жащие гидрофильные группы;
диспергирующие реагенты, такие, как полиметафосфат нат-
рия, силикат натрия и другие (например, калгон);
гидрофильные коллоиды.
Из этих трех категорий только диспергирующие реагенты
достаточно глубоко изучены, чтобы использовать, их для раз-
деления в тяжелых суспензиях [19].
На рис. 5.20 показано влияние добавки гексаметафосфата
натрия и силиката натрия на кажущуюся вязкость и предел
текучести для суспензий ферросилиция плотностью 2960 кг/м3.
На рис. 5.21 показано влияние изменения pH на кажущуюся
вязкость и предел текучести] для той же суспензии в присутст-
вии гексаметафосфата натрия и силиката натрия.
На рис. 5.22 показано влияние добавки гексаметафосфата
натрия на кажущуюся вязкость и устойчивость суспензии фер-
росилиция плотностью 3600 кг/м3 с добавкой бентонита (1 %).
Из рис. 5.20—5.22 видно, что дозировка добавляемого реа-
гента требует, точного контроля по следующим причинам.
1. При некотором критическом расходе реагентов вязкость
и предел текучести суспензии уменьшаются, а устойчивость
значительно уменьшается до значений, при которых суспензия
может считаться нестабильной.
2. При расходе реагентов выше определенного значения
вязкость и предел текучести суспензии опять увеличиваются,
а ее стабильность увеличивается до исключительно высокого
значения.
82
ЦООО Offl (fflfff 0,02 QJ3Z5 0,03 0,2 0,4-
Доля ГМФ
Рис. 5.22. Кажущаяся вязкость (/) и стабильность суспензии (2) как функ-
ция добавки гексаметафосфата натрия для суспензии сферического ферро-
силиция плотностью 3600 кг/м3 с добавкой 1 % бентонита [3]
3. pH суспензии (вследствие электрокинетических эффек-
тов) действительно критическая величина. Для суспензий фер-
росилиция в области pH 7,5—9 обеспечивается подходящая вяз-
кость и предел текучести, тогда как за пределами этого интер-
вала оба показателя повышаются до недопустимых значений.
По этим причинам предпочтительнее уменьшать или регули-
ровать предел текучести механическими методами (перемеши-
вание, использование центробежной силы, способ подачи пита-
ния) и использовать химическое регулирование, только если
это абсолютно необходимо.
Эффективность разделения при тяжелосредной сепарации.
Измерение эффективности разделения при тяжелосредной сепа-
рации подробно рассмотрено в гл. 4. В течение ряда лет были
сделаны различные попытки, для упрощения построения кривой
Тромпа. Самой замечательной из них было использование цвет-
ных шариков различной плотности, сделанных и Исследова-
тельской лаборатории алмазов фирмы «Де Бирс» [2]. В этом
случае кривую Тромпа можно построить по данным подсчета
числа шариков различного цвета (плотности) в потонувшем
и всплывшем продуктах тяжелосредной сепарации.
В работе [18] предложен числовой метод, который значи-
тельно уменьшил затраты времени, требуемого для построения
и расчета кривых Тромпа.
Постоянная цель исследований операций тяжелосредной се-
парации—прогнозирование ее эффективности (особенно Ер) по
известным параметрам действующей системы. Это особенно
актуально для динамических тяжелосредных сепараторов, ис-
пользуемых для перечистки тонкого угля и извлечения алмазов.
В работе [24] исследована взаимосвязь между плотностью раз-
деления и вязкостью среды для тяжелосредных циклонных се-
параторов, которая определяется соотношением
(65о-а)/ст = ТОег—ad' — ₽, (5.4)
где 650 — плотность в точке перегиба кривой Тромпа, кг/м3;
83
<j — плотность среды, кг/м3; К—константа; Re, — число Рейно-
льдса на входе циклона; d' — средняя крупность частиц в пита-
нии; а, р — экспоненты со значениями, зависящими от числа
Рейнольдса.
В другой работе [11] исследовано значение плотности раз-
деления и Ер как функция состава суспензии (и, следовательно,
вязкости, напряжения сдвига, устойчивости) для циклона DSM.
и динамических сепараторов Ворсил с использованием- в каче-
стве утяжелителя измельченного магнетита и сферического фер-
росилиция. В основном динамическая сепарация в этих сепара-
торах зависит от типа и объемной концентрации утяжелителя,
тем более эти переменные влияют на вязкость и стабильность
суспензии. Показано, что напряжение сдвига так уменьшается
при динамических условиях в сепараторе, что его влияние не-
значительно. I
Т, , ЪТ • '. ! ДЖУ, ;
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ' . ' - - ,
1. Abbott, Bateman, К- W. and Shaw, S. R. (1970). The Vorsyl Se-
parator, Proc. 9th Commonwealth Mining and Metallurgical Congress, 3 The
Inst. Min. and Metall. London, 201—219.
2. Anon (1982). DRL’s Triple Triumph — Plastic Tracers, Dramatic Step,
World — wide Interest in Stability Meter. AAC Company Newsletter.
3. Apian, F. F. and Spedden, H. R. (1965). Viscosity Control in Heavy-
Media Suspensions, Proc. 7th Inter. Miner. Proc. Cong. Gordon and Breach,
New York, 103—113.
4. Barta, Y. (1958). The Effect of Deflocculants on the Viscosity of
Local Clay Suspension. Bull. Research Council of Israel 6 (4), 207—214.
5. Boardman, G. and Whitmore, R. L. (1957). The Static Measurement
of Yield Stress, Laboratory Practice 10, 782—785.
6. Chaston, I. R. M. (1974). Heavy-Media Cyclone Plant Design and Prac-
tice for Diamond Recovery in Africa, Proc. 10th Inter. Miner. Proc. Cong,
the Inst. Min. and Metall. London 257—276.
7. Chaston, I. R. M. and Napier-Munn, T. I. (1974). Design and Operation
of Dense-Medium Cyclone Plants for the Recovery of Diamonds in Africa.
J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 75 (5) 120—133.
8. Clarke, B. (1967). Rheology of Coarse Settling Suspensions, Trans
Inst, of Chem. Eng. 45 T251—T256.
9. Cohen, E. and Isherwood, R. J. (1960). Principles of Dense Media Se-
paration in Hydrocyclones, Proc. 5th Inter. Miner. Proc. Cong. The Inst.
Min. and Metall. London, 573—591.
10. Collins, B., Napier-Munn, T. J. and Sciarone, M. (1974). The Pro-
duction, Properties, and Selection of Ferrosilicon Powders for Heavy-Medium
Separation, J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 75 (6) 103—119.
11. Collins, D. N„ Turnbull, T„ Wright, R. and Ngan, W. (1983). Sepa-
ration Efficiency in Dense Media Cyclones. Trans. Inst. Min. and Metall. 92
C38—C51.
12. Davies, D. S„ Driessen, H. H. and Oliver, R. H. (1963). Advances in
Hydrocyclone Heavy Media Separation Technology for Fine Ores. Proc. 6th
Inter. Miner. Proc. Cong. Permagon, Oxford, 303—321.
13. Dessenibus, A., Ferrara, G., Guasascio, M., Musso, L„ Quay, V., and
Ruff, H. /. (1982). Plant Operation of a New Heavy Media Dynamic Con-
centrator for Metallic and Non-metallic Ore Processing. 12th Inter. Miner.
Proc. Cong. Toronto CIM Paper IX-6 12 pp.
84
14. DeVaney, F. D. and Shelton, S. M. (1940). Properties of Suspension
Mediums for Float-and-Sink Concentration. U. S. Bureau of Mines Report of
Investigations, No. 3469-R.
15. Eveson, G. F. A. (1959). Rheological Approach to Certain Features
of Dense Medium Coal-Cleaning Plant Operation. J. Oil Colloid Chem As-
soc. (2), 146—179.
16. Geer, M. R., Sokaski, M„ West, J. M. and Yancey, H. F. (1957). The
Role of Viscosity in Dense-Medium Coal Cleaning. U. S. Bureau of Mines
Report of Investigations, No. 5354.
17. Govier, G. W., Shook, C. A. and Lilge, E. 0. (1957). The Rheologi-
cal Properties of Water Suspensions of Finely Subdivided Magnetite, Galena
and Ferrosilicon. Trans. Can. Inst. Min. and Metall. 60 147—154.
18. Kapur, P. C. (1983). A Fast Numerical Method for Evaluating the
Performance of Float-Sink Coal-Cleaning Equipment. Inter. J. of Miner. Proc
10, 81—88.
19. Klassen, V. I., Litovko, V. I. and Myasnikov, N. F. (1965). Improve-
ment of Physical and Mechanical Properties of Ferrosilicon Suspensions with
Help of Reagents. Proc. 7th Inter. Miner. Proc. Cong. Gordon and Breach,
New York, 95—101.
20. Krasnov, G. D., Fil’Shin, J. I., Badeyev, J. S. and Bogdanovich, A. V.
(1977). New Methods of Increasing the Effectiveness of Mineral Processing
in Heavy-Density Media. 12th Inter. Miner. Proc. Cong. Sao Paulo, Paper
3—6, 24 pp.
21. Lien, T. J. and Bhappu, R. B. (1978). Heavy Media Separation-Metal-
lurgical, Operating and Economic Characteristics of the Dyna Whirlpool
Processor. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.) Mineral Processing
Plant Design. The Am. Inst, of Min., Metall. and Petroleum Eng., New York,
502—519.
22. Lilge, E. O. (1956). The Operating Variables of the Driessen Cone
Heavy Media Concentrator. Trans. Can. Inst. Min. and Metall. 59 404—409.
23. Lilge, E. 0., Fregen, T. E. and Purdy, G. R. (1958). Apparent Visco-
sities of Heavy Media and the Driessen Cone. Trans. Inst. Min. and Metall.
67, 229—249.
24. Napier-Munn, T. J. (1980). Influence of Medium Viscosity on the
Density Separation of Minerals in Cyclones. Inter. Conference on Hydro-Cyc-
lones, BHRA Fluid Engineering, 63—82.
25. Nesbitt, A. C. and Weavind, R. G. (1960). Study of the Efficiency
of Dense Media Separators Used in Diamond Dressing. Proc. 5th Inter. Mi-
ner. Proc. Cong. The Inst. Min. and Metall., London 553—562.
26. Robinson, F. P. A. and Du Plessis, D. J. (1966) Polarization and
Corrosion of Ferrosilicon Alloys for Iron Ore Beneficiation Media. Corrosion
22, (5) 117—131.
27. Rodis, F. L. (1955). Production and Characteristics of Atomised Fer-
rosilicon. Proc. 3rd Inter. Miner. Proc. Cong. (Goslar), Erzmetall, 8, Supple-
ment SB 145.
28. Rodis, F. L. and Cremer, J. (1960). Why an Atomised Ferrosilicon
Proves Superior for Heavy Media Plants. Min. World, 22 (3) 36—39.
29. Schrantz, H. (1954). The Use of Heavy Media of High Density and
Reduced Consistency in Dense Medium Washing. Proc. 2nd Inter. Coal Prep.
Cong. Essen, Paper A VII-1, 6 pp.
30. Valentik, L. (1972). The Rheological Properties of Heavy Media Sus-
pensions Stabilised by Polymers. Trans. Am. Inst, of Min., Metall. and Petro-
leum Eng. 252, 99—105.
31. Valentik, L. and Patton, J. T. (1976). Rheological Properties of Heavy
Media Suspensions Stabilised by Polymers and Bentonites. Trans. Am. Inst..
of Min., Metall. and Petroleum Eng. 260 113—118.
32. Van der Walt, P. 1. and Fourie, A. M. (1953). Calibration of a Stor-
mer Viscometer with Special Reference to Turbulent Flow Conditions. J. S.
Afr. Chem. Inst. 6, (2), 36—48.
85-
33. Van der Walt, P. J. and Fourie, A. M. (1953). The Calibration of
a Stormer Viscometer modified for Testing Suspensions. J. S. Afr. Chem Inst
7, (2), 61—78.
34. Van der Walt, P. }. and Fourie, A. M. (1957). Determination of
the Viscosity of Unstable Industrial Suspensions with the Aid of a Stormer
Viscometer. J. S. Afr. Inst, of Min. and Metall. 57, 709—723.
35. Van der Walt, P. L, Fourie, A. M. and Van Doornum, G. A. W. A.
(1959). Method for Determining the Settling Rate of Heavy Medium Suspen-
sions. Fuel Institute, Pretoria.
36. Whitmore, R. L. (1957). The Relationship of the Viscosity to the
Settling Rate of Slurries, J. Inst, of Fuel 30, 238—242.
37. Whitmore, R. L. (1958). Coal Preparation: The Separation Efficiency
of Dense Medium Baths. J. Inst, of Fuel 31, 422—428.
38. Whitmore, R. L. and Valentik, L. (1965). Controlling the Performance
of Dense-Medium Baths. Proc. 7th Inter. Miner. Proc. Cong., Gordon and
Breach, New York, 87—94.
39. Yancey, H, F., Geer, M. R. and Sokaski, M. (1958). Viscosity — Its
.Measure — ment and Importance in Dense-Medium Cleaning of the Fine Si-
zes of Coal. Proc. 3td Inter. Coal Prep. Conf., Liege, 583—591.
Глава 6
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЦЕССОВ
ГРАВИТАЦИОННОГО ОБОГАЩЕНИЯ
Гравитационное обогащение — один из старейших процессов
переработки минералов; тем не менее после почти 2000 лет он
все еще остается не полностью понятым. Большое разнообразие
оборудования, применяемого для гравитационного обогащения,
подтверждает недостаточность этого знания.
Анализ соответствующей литературы показал, что не суще-
ствует единого механизма, который может удовлетворительно
объяснить характеристики отдельных видов гравитационного
оборудования, и что комбинация двух или более механизмов
лучше объясняет работу любого сепаратора. И наоборот, раз-
личные предложенные механизмы оказываются общими для
кажущихся противоположными видов оборудования и процес-
сов гравитационного обогащения; [11].
Цель этой части обзора — рассмотрение некоторых наибо-
лее важных механизмов разделения частиц при гравитационном
обогащении. Этот обзор должен быть отчасти поверхностным,
поскольку подробный анализ всех механизмов, которые были
в свое время предложены, может составить несколько томов и
привести читателя в замешательство.
Различные механизмы могут быть разделены на два, широ-
ких класса:
относящиеся к движению частицы в вертикальной плос-
кости— обогащение в объеме пульпы;
относящиеся к движению частиц по наклонной плоскости—•
сепарация в тонком слое.
«6
Механизмы, относящиеся к обогащению в потоках малой
толщины, рассмотрены в разделе, посвященном отсадке, хотя
они применяются и в других устройствах. Работа концентра-
ционного стола характеризуется процессом сепарации в тонком
слое, и эти механизмы рассмотрены в соответствующем разделе.
Расслоение и отсадка. Отсадка — метод сортировки частиц,
путем расслоения, основанный на движении постели из частиц
относительно среды в вертикальной плоскости. Несмотря на то,
что существуют и другие возможности, средой обычно бывает
вода или воздух, и, хотя все нижесказанное относится к гид-
равлическим отсадочным машинам, это может быть применено
с некоторыми изменениями к пневматической отсадке. Хотя
известны примеры, когда постель движется относительно*
жидкости, но в большинстве случаев жидкость движется отно-
сительно постели. В основном постель располагается на решете
или поверх искусственной постели (разрыхленный слой частиц)
в верхней части решета. Различными способами жидкость за-
ставляют протекать циклически через постель, разрыхляя ее
потоком, поднимающимся вверх, и уплотняя ее при движении
вниз. Продолжительность и относительная амплитуда этих цик-
лических потоков — чрезвычайно важные переменные величины
в отсадке. Обычный интервал частоты циклов 100—300 мин-1.
При отсадке частиц подходящих крупности и плотности рас-
слоение происходит очень быстро (см. гл. 10).
Ниже описаны четыре главных механизма процесса рас-
слоения. Никогда нё было показано, что какая-либо одна тео-
рия отличается полной применимостью, а в большинстве слу-
чаев, скорее всего, все четыре механизма применимы в различ-
ной степени. Можно усилить один механизм или другие путем
выбора отсадочной машины и параметров процесса.
Различное начальное ускорение. В цикле отсадки во время
прямого хода частицы разрыхляются и движутся вверх до тех
пор, пока их скорость не уменьшится до нуля. В этот момент
можно считать, что они начинают падать из состояния покоя
с начальным ускорением, и, следовательно, скорость, которая
является функцией плотности частиц, не зависит от размера
частиц [14].
Предположим, что уравнение движения частицы, падающей
в жидкости:
ml (dv/dt) = (т—m')g—FD, (6.1>
где т — масса частицы, кг; v — скорость частицы, м/с; t —
время, с; т'—масса вытесненной жидкости, кг; g— ускорение
свободного падения, м/с2; Fd — сила торможения, Н.
Первоначально сила FD торможения или сопротивления
жидкости равна нулю и
dv/dt = (m—т') — (ст—с/)^ = (1 — ст7ст)^. (6.2)s
87
Таким образом, для двух частиц различной плотности отно-
шение начального ускорения зависит от отношения плотностей
и не зависит от их размера. Следовательно, для двух частиц
вольфрамита и кварца, одинаково оседающих в суспензии плот-
ностью ст'= 2000 кг/м3, отношение начального ускорения
(ёи/бОвольфрамит (du/dt)KBapu = (1 — 2000/7500)/(1 — 2000/2700) =
= 2,8: 1,
т. е. соотношение их первоначальной скорости должно быть
равным 2,8: 1, хотя их конечная скорость должна быть одина-
ковой (поскольку частицы равнопадаемые). Отсюда следует,
что если падение повторяется достаточно часто и продолжи-
тельность падения достаточно коротка, то расстояние, пройден-
ной двумя частицами, определяется, скорее, их первоначальным
ускорением, чем конечной скоростью. При этих условиях рас-
слоение происходит только на основе плотности [8]. Практиче-
ские результаты всегда будут, так как такие короткие циклы
падения могут быть реализованы. Проблема должна быть ре-
шена сначала качественно путем изучения кривой зависимости
скорости от времени для частиц, падающих в жидкости. На
рис. 6.1 показаны графики зависимости скорости от времени
для разных частиц.
Из рис. 6.1 видно, что расстояния, пройденные равнопадаю-
щими частицами (площадь под кривой), равны только при бес-
конечно большом времени падения. В течение короткого вре-
мени ta частица вольфрамита А проходит значительно большее
расстояние по сравнению с равнопадающей частицей кварца В.
Однако меньшая частица вольфрамита С может падать таким
образом, что за время ta она пройдет такое же расстояние, как
и легкая частица В: площади ODF и OEF равны. С точки
зрения расслоения частицы С и В равнопадаемые, тогда как ча-
стицы А и В нет. Количественно процесс отсадки может быть
изучен путем рассмотрения уравнения для расстояния, пройден-
ного частицами до достижения конечной скорости. Поскольку
отсадка практикуется для относительно крупных частиц, то не-
обходимо учесть только ньютоновские условия, следовательно:
av^ In {[2 4- exp (ИВ) + exp ( — //В)]/4}
s -------------------------------------
2 (а — o') g
где s — пройденное расстояние, м; от = [3,33(ст—ст')£т//ст]0’5; В =
= стот/[2(ст—ст')§]; d — диаметр частицы, м.
Из уравнения (6.3). можно построить графики зависимости
(для данной серии с определенными d, о и ст') расстояния,
пройденного за секунду, sx/tx от продолжительности многократ-
ного падения tx (рис. 6.2).
Эти зависимости показывают, что для каждой из тонких
частиц вольфрамита имеется продолжительность tx падения,
88
Рис. 6.1. Кривые зависимости скоро-
сти падения от времени для круп-
ных частиц вольфрамита (А), мел-
ких частиц вольфрамита (С) и ча-
стиц кварца (В)
,К,:
Рис. 6.2. Зависимость средней скоро-
сти падения от времени для различ-
ных частиц:
1 — частицы кварца диаметром 16 мм: 2—
6 — частицы вольфрамита диаметром со-
ответственно 16; 4; 2; 1 и 0,2 мм
при которой расстояние s/t, пройденное в секунду, такое же,,
как и для частицы кварца диаметром 16 мм, т. е. они одина-
ково осаждаются^ Отношение диаметров равнопадающих частиц
разной плотности называется отношением отсадки ст/ [8]. Это
отношение увеличивается с уменьшением продолжительности
падения, т. е. чем короче цикл отсадки, тем больше интервал
крупности частиц, которые могут быть разделены (рис. 6.3).
Как будет показано далее, можно определить абсолютную
разницу между расстояниями, пройденными двумя частицами
в секунду. Эта разница для равнопадающих частиц равна нулю-
в нулевой момент времени и также равна нулю в конечный
момент времени. Между этими пределами для более тяжелой
частицы эта разница будет больше, чем для легкой, и достигнет
максимального значения при некотором времени tx. Для более
мелкой частицы вольфрамита критическое время tx, при кото-
ром расстояние между ней и более крупной частицей кварца
максимально, значительно меньше. Более того, действительная
89v
Рис. 6.3. Отношение отсадки для
частиц вольфрамита и кварца диа-
метром 6 мм при различной про-
должительности падения
Рис. 6.4. Относительный прирост ско-
рости частиц вольфрамита различной
крупности (диаметр частиц кварца
6 мм)
разница между расстоянием, пройденным в секунду, меньше
для частиц малой крупности (рис. 6.4).
Следовательно, если питание отсадочной машины отсорти-
ровано по крупности или даже классифицировано (равнопа-
дающее), то цикл отсадки может изменяться в широких пре-
делах. Если питание отсадки не классифицировано, то опти-
мальную продолжительность цикла следует выбирать в очень
узком диапазоне.
Поскольку разница в расстоянии, пройденном за секунду,
для тонких тяжелых частиц меньше, то при несортированном
или мелком сортированном питании требуется большее число
периодов отсадки (т. е. производительность отсадочной машины
уменьшается). Аналогично, если плотность мало различается,
то даже при увеличении продолжительности цикла в разумных
пределах разница, в пройденном расстоянии мала и опять тре-
буется большое число периодов отсадки (уменьшается произ-
водительность). Сходные графические зависимости могут быть
получены для любых других пар минералов с использованием
данных уравнений.
На самом деле, эти зависимости относятся к идеальному
случаю, когда считается, что действует только дифференциро-
ванное ускорение и не учитываются форма частицы, взаимодей-
ствие частиц и эффект просачивания струи в промежутки
между частицами (при уплотнении). Эти зависимости, однако,
полезны для определения приблизительных интервалов и опти-
мального периода цикла отсадки, а также для прогнозирования
максимального диапазона крупности материала, который может
быть практически переработан.
Стесненное падение. Осаждение частиц в неподвижной жид-
кости в соответствии с уравнениями Ньютона и Стокса [15, 17]
зависит от их плотности, формы и размера.
90
Осаждение частиц крупнее 2 мм Ньютон описывал следую-
щим соотношением: ’
vt = [4 (os — 07) dg/(3Qo/)]0’5, (6.4)
где vt — конечная скорость частицы, м/с; ct.s— плотность ча-
стицы, 10’3 кг/м3; ст/ — плотность жидкости, кг/м3; d — диаметр
частицы, м; Q — коэффициент сопротивления (для сферических
частиц Q = 0,4).
Для крупной частицы, осаждающейся в воде (свободное па-
дение), соотношение (6.4) может быть упрощено:
vt = k[d(<js-V)]°-*. (6.5)
Аналогично, соотношение Стокса для мелкой частицы (ме-
нее 0,1 мм), оседающей в жидкости,
vt = (os — of)d2g/(18n), ' (6.6)
где ц— вязкость жидкости, мПа-с. . ( ; -t,;<
Упрощенное соотношение для мелкой частицы, осаждаю-
щейся в воде (свободное осаждение), . ;
vt = k(as— 1)о!2. ‘ (6.7)
Скорость, с которой осаждается частица как в ньютонов-
ском, так и в режиме Стокса, можно определить как функцию
ее плотности относительно воды (os—1) и диаметра. Если две
частицы, осаждающиеся в воде, имеют одинаковую плотность,
то частица с большим диаметром имеет болев высокую конеч-
ную скорость.
Отношение размеров da и db частиц, при котором два мине-
рала различной плотности а и b имеют одинаковую конечную-
скорость осаждения в условиях свободного падения, известно
как отношение свободного падения, которое, как показано Годе-
ном, имеет следующий вид:
Rf = da/db=-[(<jb-l)/(<ja~ 1)]л, (6.8),
где п — коэффициент, изменяющийся от 1 для частиц, осаж-
дающихся в режиме Ньютона, до 0,5 для частиц, осаждаю-
щихся в режиме Стокса.
По мере увеличения содержания твердого в пульпе влияние
взаимодействия между частицами становится более значитель-
ным и среда действует как тяжелая жидкость с плотностью
пульпы большей, чем плотность жидкости. В этом случае вместо
единицы в уравнении (6.8) подставляют кажущуюся плотность
<Т/ пульпы и получают отношение стесненного падения:
Rh = daldb = [(ст6 — of)/(CTa—оу)]п. (6.9)
По мере увеличения кажущейся плотности пульпы отноше-
ние осаждения также увеличивается (рис. 6.5). При кажущейся
91
Рис. 6.5. Скорость осаждения частиц
вольфрамита и кварца:
1 — режим Ньютона; 2 — режим Стокса
плотности а/ пульпы, равной плотности наиболее легкой ча-
стицы, отношение осаждения равно бесконечности и процесс
входит в режим тяжелосредной сепарации (см. гл. 5).
Предполагается, что в отсадочной машине перегруппировка
частиц происходит в условиях стесненного падения, так как
суспензия имеет высокую плотность. Однако такая перегруп-
пировка ограничивается коротким периодом времени, происхо-
дит разрыхление постели — естественно, очень быстро и один
раз за каждый цикл. Если постель не чересчур разрыхлена, то
в некоторые моменты происходит! резкое повышение плотности;
отношение стесненного падения при этом много больше, чем
полученное в постоянно восходящем потоке со скоростью, дос-
таточной для поднятия колеблющегося столба жидкости (гид-
равлические классификаторы).
Из этой теории можно сделать вывод, что из-за крупности
частиц, обычно подвергаемых отсадке, ньютоновские условия
должны превалировать и, следовательно, теория стесненного
падения неприменима. Причина этого в том, что в короткие
интервалы времени частицы не могут достигнуть конечной ско-
рости, т. е. они должны остаться в фазе ускорения. Это должно
быть верно для той части цикла, в которой постель полностью
разрыхлена и начинается падение. По мере того, как постель
уплотняется, высокая плотность суспензии должна тормозить
частицы, так что применимы низкие числа Рейнольдса и уско-
рение незначительно. При таких условиях отношения стеснен-
ного осаждения не будут так велики, как ожидалось, но они
никогда и не могут быть достаточно большими, чтобы играть
какую-либо роль в расслоении.
Достижение минимального уровня потенциальной энергии.
В соответствии с теорией, предложенной Майером [12, 18], по-
стель из смешанных частиц в нетронутом состоянии обладает
потенциальной энергией. В разрыхленной постели минеральные
частицы различной плотности стараются занять такое положе-
ние, чтобы обеспечить системе минимальную потенциальную
92
энергию, т. е. происходит расслоение. Расслоение, таким обра-
зом, требует уменьшения энергии, и только уменьшение энергии
является физической причиной расслоения. Энергия, подведен-
ная при ходе отсадочной машины, таким образом не прямо от-
ветственна за расслоение, а просто имеет ослабляющее влия-
ние на потенциальную энергию, сохраненную в гранулирован-
ной смеси. Эта теория объясняет, почему расслоения можно
легко достигнуть простым перемешиванием (без пульсации)
смеси частиц касситерита и кварца одного размера, обеспе-
чивая этим нужное содержание касситерита (20—40 % по
массе).
Теория, однако, может быть применима только пока имеется
фактический физический контакт между частицами подвижной
(разрыхленной) постели, так как в противном случае, перегруп-
пировка частиц, уменьшающая уровень потенциальной энергии,
происходить не может.
Для иллюстрации рассмотрим простую бинарную систему
из легких и тяжелых частиц до и после расслоения, вызванного
слабым разрыхлением (рис. 6.6).
Потенциальная энергия Е} гомогенной смеси (см. рис. 6.6,а)
£1 = 0,5(G1 + G2)/i, (6.10)
где Gi — вес фракции легкого минерала в жидкости; G2— вес
фракции тяжелого минерала.
Если система полностью расслоена (см. рис. 6.6,6), то по-
тенциальная энергия
Ei = G1(0,5h1 + h2) + 0,5G2h2. (6.11)
Различие между значениями потенциальной энергии в этих двух
состояниях
Д = Д1-Д2 = 0,5(ОЛ—ОЛ), (6.12)
где 0,5G2/?i — средний путь saS2 тяжелых частиц, умноженный
Рис. 6.6. Простая система двух минералов:
а — перед разрыхлением — полностью гомогенная; б — после разрыхления — полное
.расслоение
93
на их вес G2, имеет положительное значение (т. е. энергия вы-
деляется); — работа подъема, которая должна быть
проделана утяжелителем, чтобы поднять легкие частицы из
центра тяжести sa (до расслоения) к центру тяжести $! (после
расслоения).
Так как центр тяжести sa необработанной смеси имеет тен-
денцию опускаться в новое положение sb, соответствующее пол-
ному расслоению, то можно считать, что развитие процесса
расслоения во времени и по качеству определяется перемеще-
нием промежуточного положения центра тяжести. Конечное
положение центра тяжести Sb после полного расслоения
sb = [Gx (2/г3 + kJ + G2/i2]/[2 (Gt + G2)], (6.13>
а понижение центра тяжести s = sa—$ь-
Таким образом параметр s может служить показателем
обогатимости (способность к разделению) смеси. Понижение-
центра тяжести можно соотнести со скоростью отсадки реше-
нием функции
yn — s(l—K)n, (6.14>
где уп— ордината центра тяжести после п ходов отсадки; К —
постоянная, показывающая обогатимость конкретной смеси.
Уравнение (6.14) показывает, что центр тяжести сначала
быстро опускается, но затем движение замедляется и только-
при бесконечном времени расслоение заканчивается полностью.
Следовательно, если постоянную К оценить экспериментально,
то можно определить число ходов, необходимых для достиже-
ния половины полного расслоения (подобно полураспаду для
радиоактивных материалов). Подставив в уравнение (6.14)
yn — sl2 и решив его относительно п, получим:
n = lg0,5/lg(l—К). (6.15)
Отсюда для данной смеси можно определить необходимое
число ходов для получения продукта желаемого качества.
В соответствии с этими теоретическими зависимостями,
позволяющими контролировать процесс отсадки, длина'и ско-
рость хода должны быть такими, чтобы не допустить чрезмер-
ное разрыхление постели и перегруппировку частиц с помощью
других механизмов (т. е. стесненное падение или дифферен-
циальное ускорение), которые, предположительно, менее эф-
фективны. Последнее не подтверждено экспериментально, но
теорию тем не менее нельзя забраковать. Возможно, что в те-
чение части цикла достижение минимального уровня потенци-
альной энергии отчасти отвечает за расслоение.
Просачивание между частицами. Из-за того, что частицы
различной крупности или плотности за один период осаждения
проходят неодинаковое расстояние, они достигают состояния
94 .... - .... - • • • .
Л ирис. б.'7'. Нросачивание в щели
*»*.;
покоя в различные моменты. Так, крупные частицы остаются
в суспензии более короткое время, чем мелкие. В результате,
крупные частицы сцепляются друг с другом, в то время как
мелкие продолжают при определенных условиях осаждаться
в промежутках между ними. Этот эффект называется проса-
чиванием в промежутках. Очевидно, тонкие частицы
осаждаются не так быстро в течение фазы просачивания в про-
межутках, как во время других фаз цикла отсадки, но если
фаза длится достаточно долго, то механизм просачивания мо-
жет влиять на процесс.
Из всех возможных механизмов отсадки просачивание в про-
межутки наиболее трудно описать количественно. Однако
можно рассчитать максимальный относительный диаметр d'
частицы, которая может просочиться между четырьмя равно-
размерными сферическими частицами диаметром d (рис. 6.7):
d' = (2d2)0’5—d = 0,41d. (6.16)
Обобщение механизмов отсадки. Как видно из вышеприве-
денного обсуждения механизмов отсадки, процесс чрезвычайно
сложен и его нельзя описать с помощью одной теории. Если все
четыре механизма рассматривать как частично применимые, то
процесс можно описать достаточно просто. Выбирая отсадоч-
ную машину подходящего типа и параметры процесса, можно
до некоторой степени регулировать механизм расслоения частиц,
что более подробно рассмотрено в гл. 10. Не существует одного
типа отсадочной машины, идеальной для всех возможных слу-
чаев разделения минералов. Выбирать тип отсадочной машины,
таким образом, следует в зависимости от распределения по
минеральному и гранулометрическому составу частиц руды йот
требований к качеству продукта и желаемой эффективности
разделения.
Обогащение в тонком слое. При любом обсуждении обога-
щения в тонком слое необходимо различать два разных слу-
чая. В первом случае, который назовем «обогащением в тон-
ком слое», толщина слоя и крупность частиц одного порядка,
а скорость сдвига относительна низка. Во втором случае, кото-
рый назовем «обогащение в тонком потоке», сепарация проис-
ходит во много раз более толстом слое жидкости при условии
его существенного сдвига (как естественного, так и приложен-
ного).
95
Обогащение в тонком слое. Большое значение для матема-
тического изучения обогащения в тонком слое имеет работа
Годена [8], на которой превосходно базируются все следующие
выводы.
Основной принцип, на котором базируется обогащение в тон-
ком слое, заключается в том, что, когда слой воды течет вниз
по гладкой наклонной поверхности при ламинарных условиях,
значение скорости изменяется по параболической зависимости —
от нуля на дне до максимального в верхней части.
Такие условия потока имеют место при Re<500. В этих
условиях
Re = u'vx/f],
где о' — плотность жидкости, кг/м3; и — скорость жидкости,
м/с; х — толщина слоя, м; г] — динамическая вязкость жидкости,
Н • с/м2.
Скорость vy на некоторой глубине! у
Vy = (ogsina)(2x—y)y/(2i]). (6.17)
Используемые в уравнении (6.17) параметры приведены на
рис. 6.8.
Докажем справедливость уравнения (6.17). Вязкость равна
сдвигающему усилию, деленному на градиент скорости, т. е.
1] = (FJA^idv/dy),
где А — площадь поперечного сечения слоя dy;
Ft = цА (dv/dy).
Сила F] уравновешивается силой тяжести F2 слоя жидкости,
расположенного выше рассматриваемого, т. е.
F, — 4 (х—у) o'gsma.
Отсюда для установившегося состояния F} = F2 и т]Л (dv/dy) —
= Д(х—i/)ogsina или dv=(x—у) a'g sin ady/ip
Интегрируя последнее выражение, получаем u = o'g'sinaX
X (х—у/2) у/ц + С.
Если г/ = 0, то и = 0 и С=0. Следовательно, vy= (o'gsina) X
X (2х—у)у/(2т]).
При введении в такой ламинарный тонкий слой минераль-
ные частицы располагаются на наклонной плоскости в ряд
(сверху вниз): мелкие тяжелые; крупные тяжелые и мелкие лег-
кие; крупные легкие (рис. 6.9). В зависимости от формы частиц
этот ряд может изменяться, так как плоские частицы распола-
гаются выше в потоке, чем круглые. Этот ряд изменяет на об-
ратное расслоение при гидравлической классификации и пред-
полагает желательность гидравлической сортировки питания
перед обогащением в тонком слое.
96
Рис. 6.8. Обозначения, используемые
в уравнении 6.17, прн рассмотрении
процесса в тонком потоке
Рис. 6.9. Расположение частиц: ~
а — гидравлическая классификация; б — частицы различной крупности и плотности; в —
частицы различной крупности и формы
Уравнение (6.17) является точным и действительным для
гладких поверхностей при значениях Re<500. Следовательно,
можно определить толщину слоя для данных наклона и ско-
рости потока и наоборот. Интегрированием уравнения (6.17) от
О до х для элемента потока объема dW7 и шириной, равной 1,
можно найти объем W жидкости, протекающей в единицу вре-
мени через единицу ширины:
X X X
j d№ = fvdy= J[(or'gsina) (2x—у) у/(2ц)] dy, . (6.18)
ООО ;;
откуда f ::
W = tr'gsinax3/^!]) и x= [3W7(o-'gsina)]0'33.
Следовательно, x увеличивается с увеличением скорости по-
тока при постоянном наклоне, а также с уменьшением наклона
при постоянной скорости потока.
Рассмотрим частицу, находящуюся на гладкой наклонной
поверхности, по которой течет тонкий слой воды (рис. 6.10).
На частицу действуют три силы: Fj— сила тяжести; Ft— сила
трения; F3— сила воздействия жидкости. При этом:
Л = (т—m')gsina;
F2=—(tn—m')g[isina,
где у. — коэффициент трения между частицей и декой, который
может иметь любое значение от 0 до коэффициента статиче-
4 Заказ № 1987 97
Рис. 6.10. Силы, действующие на частицы неправильной формы (а) и при-
близительно сферической формы (б) в жидкости
ского трения ps. Если частица находится в движении, то ц»
заменяется на коэффициент динамического трения [ш который
имеет меньшее значение и является функцией скорости v ча-
стицы. Сила F3, с которой жидкость действует на частицу, наи-
более трудна для оценки, так как зависит не только от формы
и ориентации частицы, но и от того факта, что как частица,
так и жидкость движутся. Более того, скорость жидкости яв-
ляется функцией глубины потока. Фактически F3 состоит из
двух противоположно направленных сил: одна — направленная
наклонно вниз сила, с которой жидкость действует на частицу;
другая — сопротивление жидкости, которое испытывает частица
вследствие своего собственного движения. Аналитические реше-
ния, следовательно, могут быть получены только1 суммирова-
нием сил, оказывающих давление на все индивидуальные эле-
менты частицы. Это может быть проделано для сферической
частицы, если допустить, что сопротивление жидкости рассчи-
тывается из того же режима потока через весь периметр ча-
стицы. При этом сразу исключаются ньютоновский и промежу-
точный режимы течения, так как около дна из-за низкой ско-
рости должен быть режим Стокса. Следовательно, закон Стокса
следует использовать для математического решения — это пред-
положение не является чрезмерным, исходя из низкой скорости
потока и небольших размеров частиц.
Основываясь на вышеприведенных положениях, Годен [8]
разработал следующее уравнение для F3.
В условиях Стокса сила dF3, с которой жидкость действует
на элемент rd(3 периметра сферической частицы,
dFg = блц (у' —v) rdp,
где v' — скорость жидкости в позиции |3; v — скорость частицы.
В свою очередь v'= (a'g sin а) (2х—у) у/(2tj) , где у = г+
+ rcosp.
98 ,, i.
Следовательно, v' = [ (rig sin a) / (2ц) ] [2xr (1 + cos p) —r2 (1 +
Ч-cos ₽)2].
Подставляя В = лт] и A = (o' g sin a)/(2ц), получаем
dF3 = AB [2xr (1 -|-cos p)—r2 (1 + cos P)2] rdp — Brodp. (6.19)
Проинтегрировав уравнение (6.19) от 0 до 2л, получаем:
F3 -4лАВг'2х—ЗлАВг3—2лВги = —9n2<Tzgr3 sin a +
-}- 12n2a'gxr2 sin а — 12л2г]ги. (6.20)
Уравнение (6.20) можно с уверенностью использовать для
выведения уравнения перемещения сферических частиц, дви-
жущихся в тонком слое воды. Для несферических частиц (как
это часто встречается) его нельзя применять, так как в этом
случае F3 должна быть рассчитана самостоятельно с помощью
подходящих уравнений и последующего интегрирования. Для
того, чтобы преодолеть это затруднение, Годен [8] ввел коэффи-
циент, формы k, который для сферы равен 2л [F3 равно значе-
нию, вычисленному по уравнению (6.20) и умноженному на 2].
Если предположить, что частицы неправильной и плоской формы
лежат на плоскости деки в состоянии наибольшей устойчивости,
то воздействию потока жидкости подвергается их наименьшая
поверхность и в этом случае /’3 имеет меньшее значение, чем
для сферы.
Следовательно, уравнение (6.20) можно применять и для
частиц иной формы при использовании соответствующего зна-
чения £<2л (обычно для кубических частиц £=1,33, для плос-
ких— £=1).
Очевидно, что такой подход очень приблизителен и мало
пригоден для определения абсолютного перемещения частиц.
Однако этот простейший метод может служить для изучения
относительного перемещения различных частиц в разных усло-
виях. Поэтому уравнение (6.20) может быть записано'следую-
щим образом:
F3 = —(9/2) n£o'grs sina + блйсг'^хг2 sina— 6л£цаг. (6.21)
В соответствии со вторым законом движения Ньютона,
т (da/d/) = + Г2ф F3 = (m—tri) g (sin а— p cos a) -|-F3.
После подстановки соответствующих значений F3 и
= (4/3)лг3щ получим
dw/d/ = [(o— o')/crs] G (sin a — p cos a)— tyt]kvl(2asr2) /:
+ [9/(2cts)J krig(x/r) sin a — (27£o-'gsin a) 8a2, (6.22)
где (js — плотность твердого.
При выводе уравнения (6.22) предполагалось, что сила тре-
ния действует постоянно. В действительности же движения не
4* 99
наблюдается до тех пор, пока значение (sin а—jicosa) не ста-
нет положительным. Если принять dn/d/ = 0 и |i = ps, то гранич-
ные условия определяются следующим образом:
ctgaKp = {[9feo'x]/[2(as — o') г] — [27*ст']/[8 (<ts—a')] + l} ц. (6.23)
Это уравнение дает минимальный угол акр, ниже которого
движение скольжением происходить не может. Критический
угол увеличивается с уменьшением толщины слоя жидкости и,
следовательно, скорости потока, а также с увеличением круп-
ности и плотности частиц.
На рис. 6.11 показана зависимость критических углов сколь-
жения разный минералов от их крупности и толщины потока.
В расчетах ctg а могут быть использованы следующие постоян-
ные значения: ps=l/3; as=l; & = 4/3.
Как только частица начинает двигаться, ps изменяется до цо
(коэффициент динамического трения). Если принять, что цо
остается постоянной, то конечную скорость можно определить
по уравнению (6.22), подставив в него Av/At = 0, = и решив
для v = vms (где nms— скорость скольжения):
vms = (г2/т)) g sin а {[2 (as—a') (1 — |xD ctg a)/(9fc)l — л
— 3o74} + (rgor'x/ri)sina. , (6.24)
После подстановки (g/r])sina=/4 и значения внутри { } = В,
при ст'=1 уравнение (6.24); примет следующий вид:
vms = АВг'2 + Агх.
• га Талиина пленки-крупность
частиц х/(2г)
Рис. 6.11. Изменение критического
угла наклона для обеспечения сколь-
жения:
1 — золото (6=19 000); 2 — галенит (6=
= 7500); 3 — сфалерит (6 = 4000); 4 — сланец
(6=2650); 5 —уголь (6=1300)
100
В уравнении (6.24) значение Агх всегда положительно. Зна-
чение АВг2 может быть положительным и отрицательным в за-
висимости от значений a, crs, k и Для обычных значений,
наиболее часто встречающихся на практике, значение АВг2
всегда отрицательно.
В предыдущем обсуждении допускали, что частицы дви-
жутся в тонком слое жидкости, скользя по поверхности. Однако,
если частица подходящей формы, она может катиться по по-
верхности.
Рассмотрим движение частиц, имеющих форму призмы раз-
личного поперечного сечения (рис. 6.12). Считаем, что все силы
приложены в центре тяжести частицы. Тогда качение имеет
приоритет перед скольжением, если коэффициент трения щ
(при данном tg а) превышает указанные значения.
Однако так как обычно), ps = 0,24-0,5, то очевидно, что:
треугольная, квадратная и гексагональная призмы будут
скользить;
20-гональная — катиться;
другие — скользить или катиться в зависимости от значения
Цз-
Однако может быть, что сила 73 приложена не к центру
тяжести, а на высоте приблизительно 3/4 от нижнего края час-
тицы. Следовательно, при расчете сила Е3 должна быть увели-
чена пропорционально плечу рычага. В этом случае качение
преобладает над скольжением, если коэффициент трения пре-
вышает новые рассчитанные значения. В результате при обыч-
ных значениях p.s = 0,2н-0,5:
треугольная и квадратная призмы будут скользить;
20-гональная и 12-гональная — катиться;
6- и 8-гональные — скользить или катиться (но скорее ка-
титься,, чем скользить).
Эти выводы подтверждаются визуальными наблюдениями.
Например, видно, что частицы золота, слюды, вольфрамита и
платиновые минералов скользят по поверхности, в то время
как породные частицы неправильной формы катятся. Это все,
однако, характерно только для гладких дек. Если поверхность
деки грубая, с выемками или если частицы сами по себе обра-
зуют искусственную постель, по которой другие частицы дви-
жутся в тонком слое, то наклон поверхности, необходимый для
движения частиц как качением, так и скольжением, должен
быть существенно увеличен.
Если преобладает движение качением, то выражением
pnctga в| уравнении для определения конечной скорости сколь-
жения можно пренебречь, так как коэффициент трения качения
цв очень мал. Следовательно, скорость vmR качения
vmR = (r2/r])gsina [2(as—гт')/(9^)]—3ff74 + (r^x/r|)sina. (6.25)
101
I , II III
--------------*4*---------->-(«£---
1,732 1,0 0,577 I O,^ G,2S8\ 0,153
А no i 0 О io
3 <f В d 12 20
i i
1,20 O,BS\ DM 0,23 । 0,185 0,110
~------U>j-A----------4-0------------
I ' 11 ' LU
Рис. 6.12. Коэффициент
трения и результирую-
щее движение различных
частиц:
а — все силы приложены
к центру тяжести; б — F?
приложена на 3/4 выше; 7 —
скольжение; 77 — скольже-
ние илн качение; III — ка-
чение
Подставив (g/ц) sinа=А; [2(os—g')/(9£)]—За'/4=С и о' =
= 1000 кг/м3, получим
= ACC A Aix.
В этом уравнении значение Агх всегда положительно. Зна-
чение АСг2 может быть положительным или отрицательным
в зависимости от значений а, а5 и k. Так как постулируется
движение качения, то приблизительно k=2n. Отсюда вытекает,
что АСг2 может быть положительным при
2 (<rs — о')/( 18л) 2> Зо74,
т. е. при <А=1000 кг/м3 и os>22000 кг/м3. Так как это невоз-
можно, то АСг2 всегда отрицательно.
Из двух уравнений для и ^ттгт? можно видеть, что ско-
рость частиц, движущихся вниз по наклонной плоскости, уве-
личивается от 0 при их бесконечно малом размере (предпола-
гается, что они находятся в нижней части потока). В зависи-
мости от параметров a, os, k и ps скорость может изменяться
с увеличением крупности частицы следующим образом:
продолжает увеличиваться до граничного размера частицы
2г=х;
достигает максимума при некотором значении 2г<х и затем
уменьшается до некоторого промежуточного значения при. огра-
ничивающем размере частицы 2г = х или до нуля при некотором
размере 2г<х.
Таким образом, эти уравнения очень полезны для нахожде-
ния относительной скорости различных частиц по отношению
к их крупности и при изменяющихся условиях. На рис. 6.13
показаны соответствующие зависимости, полученные на основе
параметров, приведенных в табл. 6.1.
При выражении крупности частиц через толщину пленки х
нет необходимости рассчитывать константу А = (glr\) sin а, по-
скольку нас интересует только относительная скорость, уравне-
ние которой можно получить, подставив г — 2х:
ums= Ax2i(z + Bz2);
vmK = Xx2(z-bCz2).
102
ТАБЛИЦА 6.1
Значения 6, k и р, для различных минералов при а = 2 и 5°
Минерал 6, кг/м3 k и Тип движения
Уголь 1300 1,33 0,2 Скольжение
Сланец 2650 1 0,2 То же
Вольфрамит 7500 1,33 0,2 »
Кварц (круглый) 2650 6 0 Качение
Значения В и С зависят от us, k, а и ц и должны быть рассчи-
таны отдельно для каждого случая.
В результате изучения этих зависимостей можно выбрать
правильный наклон поверхности и интервал крупности для раз-
деления двух минералов. Допустив, что один минерал должен
иметь скорость, по крайней мере, на 20 % выше другого, полу-
чены допустимые интервалы крупности для различных пар
минералов (табл. 6.2).
Если наклон плоскости или скорость потока (определяемая
параметром х) выбраны неправильно или если минералы мало
различаются по плотности, то допустимый интервал крупности
частиц очень мал. Однако его можно расширить, если питание
гидравлически классифицировать перед обработкой. Например,
допустимый интервал крупности для плоских частиц породы и
вольфрамита при наклоне 5° составляет D—С(0,28-у1) х.
В классифицированном материале при отношении осаждения
5: 1 крупность частиц вольфрамита не превышает 0,2 х (при
максимальной крупности частиц породы х). Это означает, что
интервал крупности может быть расширен в пределах (0,1-=-1) х.
Скорость движения частиц вольфрамита крупностью, 0,1х равна
0,035 Ах2, в то время как соответствующая скорость частиц по-
роды крупностью 0,5х — 0,18 Ах2. Таким образом, скорость ча-
стиц породы на 20 % больше, чем вольфрамита. ,,
ТАБЛИЦА 6.2 ...
Допустимый интервал крупности частиц минералов в долях х (толщины слоя)
Пара минералов Наклон, градус
5
Круглый кварц — вольфра- мит Сланец — вольфрамит Уголь — сланец А — В (0,25 ~ 1) D — С (0,28 4- 1) Е — F (0,6 4- 1) А'—В' (0,1 4- 1) D' _ С' (0,14 4- 0,84) Е' _ F’ (0,3 4- I)
103
Рис. 6.13. Относительная скорость движения частиц при различных плот-
ности и объемах по плоскости с различными наклонами и при различной
толщине пленки:
1 — катящийся кварц при 2° или 5°; 2 — уголь при 5°; 3 — уголь при 2°: 4 — сланец при
5°; 5 — сланец прн 2°; 6 — вольфрамит при 5°; 7 — вольфрамит при 2° (соединительные
линии обозначают превышение максимальной скорости наиболее тяжелых частиц на
20 %)
Из зависимостей, показанных на рис. 6.13, видно, что опти-
мальные условия для разделения в тонком слое можно достиг-
нуть, правильно выбрав наклон поверхности и толщину слоя.
Последняя должна быть пропорциональна крупности частиц.
Однако, так как толщина слоя зависит как от скорости потока,
так и от наклона, в соответствии с уравнением х — (S^W/a'x
Xg sin а)°>33, то процесс можно полностью регулировать варьи-
рованием только этих двух параметров.
Обогащение в тонком потоке. Обогащение в тонком потоке
происходит в слое жидкости, толщина которого относительно
мала (около 10 диаметров частицы) и скорость сдвига относи-
тельно низка. Однако, как показано ниже, существует и другой
способ, при котором разделение частиц происходит в текущем
слое.
Если суспензия частиц подвергается непрерывному сдвигу,
то давление развивается поперек плоскости сдвига под надле-
жащим углом к поверхности сдвига. Это явление первона-
чально было определено Багнольдом [2]. Сдвиг может быть
естественным результатом движения пульпы, текущей по на-
клонной поверхности, или движения поверхности под слоем
потока пульпы, а также комбинации обоих вариантов. Результи-
рующая сила, действующая на частицу вследствие этого эф-
фекта, пропорциональна квадрату диаметра частицы и скорости
сдвига. Таким образом, сила Багнольда
FB = /г/2,
где FB— сила, пропорциональная скорости сдвига; k\— кон-
станта пропорциональности, -
104
Эта сила перпендикулярна к плоскости потока (и, следова-
тельно, к плоскости сдвига). Противодействующей будет сила
тяжести и, когда начинается движение частицы, сила сопротив-
ления жидкости, пропорциональная квадрату диаметра частицы.
Для упрощения ситуации рассмотрим горизонтальную плос-
кость сдвига и точку равновесия, при которой частица не дви-
жется ни вверх, ни вниз, т. е. точку, в которой сила тяжести и
сила Багнольда равны. В этом случае сила тяжести
Fg = m'g = (4/3) nr3o'sg,
где Os' — разница между плотностью частиц и воды.
В упрощенном варианте
Fg = k2r3o's, (6.26)
где k2= (4/3)ng.
Если сила Багнольда превышает силу тяжести, то разность
(Ев—Fg) положительна, т. е. результирующая сила направлена
вверх. Полезная сила действия на частицу таким образом
FB—Ей = /г/2 — k2r3o's = kj2 (i—ksro's),
где kz = k2lkx.
Отсюда видно, что результирующая сила уменьшается с уве-
личением плотности и уменьшением крупности частицы. Сорти-
ровка частиц, производимая таким образом (с помощью силы
Багнольда), происходит по механизму вертикального расслое-
ния, вследствие которого за! крупными легкими частицами (на-
верху) следуют мелкие легкие и крупные тяжелые, а затем
(у дна)—мелкие тяжелые. Этот механизм сортировки обеспе-
чивает такую же классификацию, как и концентрация в тонком
слое, в противоположность стесненному осаждению или гидрав-
лической классификации.
Естественно, один этот механизм сортировки не обеспечи-
вает непрерывное разделение. На практике плоскость сдвига
наклонена к горизонтали, что позволяет транспортировать ча-
стицы твердого. Как было показано ранее, сдвиг может быть
осуществлен или исключительно движением взвешенных твер-
дых частиц по поверхности (в плоскости сдвига) или усилен до-
полнительным движением деки. Если сдвиг производится исклю-
чительно потоком, то скорость потока должна быть обычно
значительной для сообщения успешного сдвига, что требует боль-
шого наклона деки. Если сдвиг придается в основном движе-
нием деки, то можно использовать низкую скорость потока при
уменьшенном угле наклона деки. Диапазон скорости сдвига,
который может быть применен на практике, ограничен, как это
показано далее. Если сдвиг производится только потоком, то
большие угол наклона и скорость обычно ограничивают нижний
предел крупности разделяемых частиц. В основном, сепара-
105
торы с приложением сдвига дают более высокое извлечение
тонкого ценного компонента.
Дополнительные механизмы, относящиеся к отдельным сепа-
раторам. Мокрые сотрясательные столы. Мокрые сотрясатель-
ные столы разработаны на основе обогатительного оборудова-
ния для сепарации в тонком слое в результате стремления к до-
стижению более высокой производительности. В дополнение
к сепарации в тонком слое при обогащении на мокрых столах
используются два вспомогательных механизма:
горизонтальное возвратно-поступательное асимметричное
движение перпендикулярно к тонкому потоку;
воздействие рифлей, расположенных поперек потока и
обычно параллельно движению деки. Плотность расположения
рифлей должна быть достаточной для возмущения потока и
способствовать тому, чтобы поток оставался в верхней части
слоя более или менее ламинарным и превращался в турбулент-
ный на дне между рифлями.
На рис. 6.14 показано обычное устройство мокрого сотряса-
тельного стола. Движение частиц, находящихся на деке и под-
вергающихся воздействию ее возвратно-поступательного дви-
жения, зависит от максимального ускорения деки. Если движе-
ние происходит в вакууме (который для всех практических
целей создается с помощью воздуха), то на частицу действуют
две противоположные силы:
определяемая ускорением деки m(dt//cU)—придает частице
горизонтальное движение;
сила трения между декой и частицей.
По мере увеличения ускорения деки сила трения увеличи-
вается до значения, соответствующего коэффициенту статиче-
ского трения Лимитирующие условия не зависят от круп-
ности и плотности частиц:
tn (du/dZ) = mgps (6.27)
или dt’/d^ = gp,s. • Щ
Рис. 6.14. Схема сотрясательного стола:
а — вид сверху; б — увеличенное поперечно» сечение по А-А
106
Если dvldt<gy,s, то частица двигается вместе с декой; если
dv/d^>Jg’|xs, то дека ускользает из-под частицы.
Так как движение деки возвратно-поступательное и асиммет-
ричное, то частица должна двигаться в одном направлении
с декой (когда du/At>gp.s), а не в противоположном (когда
du/d^<gp,s). В течение периода, когда dv/dt>gys, частица мед-
ленно дрейфует в одном направлении на расстояние, зависящее
от максимума dv/dt.
Если воздух заменить идеальной, невязкой жидкостью, то
лимитирующие условия определяются уравнением:
m(dvldt) = (m—m')gys, (6.28)
т. е. также не зависят от крупности частиц. Уравнение (6.28)
показывает, что достаточно небольшого ускорения, чтобы сколь-
жение частиц в жидкости было больше, чем в воздухе, так как
mgys>(m—m')gys. Также очевидно, что частицы с одинаковым
коэффициентом статического трения, но различной плотности
начинают дрейфовать при различных значениях ускорения: лег-
кие при более низких, чем тяжелые, независимо от крупности.
Уравнение (6.28) приблизительное, так как сопротивлением
жидкости можно пренебречь. Более основательное уравнение
для лимитирующих условий имеет вид:
т (dv/dt) = (уп—m')gys~FFD (6.29)
или dv/dt = [(os — a')/as]gys + FD/m.
Решить это уравнение нельзя, если не известно сопротивле-
ние жидкости, выраженное через время и расстояние от деки.
Сопротивление жидкости, в свою очередь, может быть рассмот-
рено только как зависимость, связывающая ее скорость с глуби-
ной и временем. Основное уравнение для скорости жидкости,
выраженное через глубину у и время t, имеет вид
dv/dt = (f]d2v)l(o'dy2).
Это уравнение нельзя проинтегрировать, пока не известно
уравнение возвратно-поступательного движения деки. Для про-
стого гармонического движения скорость vv жидкости на рас-
стоянии у от деки [3]
vy = и0 ехр [ — у (л/'а7ц)0'5] cos [2лД—у (nfo/п)0,5], (6.30)
где v0 — скорость деки в момент f — частота возвратно-посту-
пательного движения.
Относительная скорость vy/v0 в зависимости от расстояния
от деки (частота деки 300 мин-1, / = 5 с-1, </=100 кг/м3, г] =
= 0,01 Н/см2) приведена ниже (рис. 6.15):
107
Рис. 6.15. Относительная скорость
жидкости в зависимости от расстоя-
ния от поверхности:
1 — неподвижная жидкость; 2 —- жидкость
движется вместе с декой
Скорость жидкости относительно
поверхности
2 1 0 5 0 2 0,05 0,01
0,36 0,019 0,14 0,45 0,82 0,96
Расстояние от деки, мм 10
vylv0 .................... 6,3-10-8
Из вышеприведенных рисунков видно, что скорость жидко-
сти на небольшом расстоянии от деки незначительна. Для всех
практических целей можно считать, что:
слой жидкости около деки (около 50 мкм) движется вместе
с декой;
слои жидкости на расстоянии свыше 500 мкм от деки могут
рассматриваться как неподвижные;
между ними слои ведут себя промежуточным образом.
Вышеприведенные рассуждения только приблизительны, так
как они применимы для простого гармонического движения.
В случае асимметричного движения уравнения, хотя и более
сложные, по-прежнему остаются тригонометрического типа. Сле-
довательно, вполне можно допустить, что зависимость скорости
жидкости от времени и глубины аналогична разложению экспо-
ненциальной функции.
Асимметричное движение обычно имеет меньшее ускорение
при прямом (вперед) ходе, и следовательно, движение частиц
различных крупности и плотности, покоящихся на деке, проис-
ходит следующим образом.
При прямом ходе мелкие частицы, находящиеся в слоях жид-
кости, движущихся вместе с декой, также будут двигаться
вместе с ней. Скольжение последовательно возрастает с уве-
личением крупности и уменьшением плотности частиц при
уменьшении значения FD. Скольжение очень крупных легких
частиц будет непропорционально большим, хотя жидкость не-
подвижна и, следовательно, FD незначительна.
При обратном ходе частицы скользят в той же последова-
тельности, как и при прямом ходе. В результате этих движений
относительный дрейф частиц вперед будет главенствующим
(рис. 6.16).
В основном, мелкие и тяжелые частицы дрейфуют дальше,
чем крупные и легкие. Эта последовательность обратна наблю-
даемой при простом обогащении в тонком слое. В результате
комбинации двух эффектов частицы движутся, распределяясь
108
Рис. 6.16. Относительное перемещение
частиц различной крупности и плотности
вследствие асимметричного движения
сотрясательного стола:
/ — относительно крупные частицы, рассмат-
риваются как движущиеся в невязкой жидко-
сти: do/d/==[as—uz)/os] йц,плотность контроли-
руется; 2 — промежуточный интервал; 3 —
относительно тонкие частицы, рассматрива-
ются как движущиеся в вязкой жидкости:
do/df=[(as—o')/os] Йц+^£)/Щ’плотность н раз-
мер зависимы
Рис. 6.17. Относительное движение частиц ца гладкой деке со-
трясательного стола:
R — результирующее движение
в раздельно разгружаемые полосы (рис. 6.17). Как происходит
сортировка на нерифленой части деки — вследствие разделения
в тонком слое или под действием сил Багнольда — зависит от
толщины слоя и крупности частицы. Так как оба механизма
одинаково действуют на разделение, то всегда трудно или во-
обще невозможно установить различие между ними. Силы Баг-
нольда существуют благодаря сдвигу, производимому движу-
щейся декой в дополнение к действию потока пульпы на деке.
Комбинация концентрации в слое и асимметричного воз-
вратно-поступательного движения эффективна, поскольку она
способствует распределению материала в полосы, но имеет ог-
раниченную производительность из-за того, что обрабатывается
слой глубиной в одну частицу. Использование рифлей, парал-
лельных деке, значительно увеличивает производительность, так
как рифленая дека позволяет обрабатывать пульсирующую по-
стель, глубиной в несколько частиц. Пульсирующее расширение
постели между рифлями достигается комбинированием асим-
метричного движения деки и турбулентности потока жидкости,
текущей через рифли. Каждая впадина между соседними риф-
лями может таким образом рассматриваться как миниатюрная
109
отсадочная машина, в которой расслоение йон^олируется ме-
ханизмами: '
стесненного падения;
достижения минимального уровня потенциальной энергии
(понижение центра тяжести постели);
просачивание в промежутках.
Влияние дифференциального ускорения вряд ли проявляется
при малых частицах и относительно больших периодах завих-
рения потока. Таким образом, частицы расслаиваются в той же
последовательности, как и при отсадке. Очевидно, что в течение
того времени, когда накладывается возвратно-поступательное
движение, частицы у дна продвигаются дальше вперед, чем ча-
стицы, находящиеся в верхней части, и их скорость определя-
ется принципами, рассмотренными ранее для только асиммет-
ричного возвратно-поступательного движения. Полезный резуль-
тат расслоения и асимметричного движения показан на
рис. 6.18.
Суживание вперед рифлей и поступающее питание обеспечи-
вают продвижение частиц в диагональном направлении. Так как
давление питания и отсадочное действие способствуют подъему
крупных легких частиц, то они первыми попадают в поле дей-
ствия тонкого слоя потока поверх рифлей. В результате эти ча-
стицы первыми снимаются и разгружаются у приводной части
стола. За ними следуют мелкие легкие частицы ближе к даль-
нему краю стола. С другой стороны, у самого дальнего края
стола разгружаются тяжелые мелкие частицы, а ближе к пе-
реднему краю — крупные тяжелые. Такое распределение тяже-
лых частиц происходит по следующим причинам:
они двигаются быстрее в продольном направлении;
они остаются под воздействием тонкого слоя (сужение
рифлей);
Рис. 6.18. Распределение частиц различной крупности и плотности между
рифлями при дополнительном движении вперед:
/ — снятые поперечным потоком; 2 — скос рифлей (без соблюдения масштаба); 3 —
поверхность деки стола; 4—расслоение из-за отсадки
но
j
они передвигаются в наименьшей степени по направлению
к плоскости тонкого слоя на нерифленой части деки.
В результате этого происходит распределение частиц в по-
лосы в соответствии с крупностью и плотностью, при этом круп-
нозернистые концентраты частично перекрываются тонкой по-
родой. Конечно, форма частиц и присутствие промпродуктов из-
меняют распределение. Основное расположение частиц на ча-
стично рифленой деке показано на рис. 6.19.
Винтовые сепараторы, являющиеся в основном обогатитель-
ными аппаратами со спирально текущим тонким потоком, были
созданы как дешевое гравитационное оборудование для первич-
ной сепарации бедных хромитовых песков. Спираль конструи-
руется как кривой винтовой желоб. И хотя наклон, радиус и
профиль желоба варьируются у разных производителей, все вин-
товые сепараторы сортируют частицы сходным образом (см.
гл. 13).
Как во всех обогатительных аппаратах с тонким потоком
скорость жидкости в винтовых сепараторах увеличивается от
нуля у границы раздела жидкость — желоб до максимальной
у границы раздела жидкость—воздух. По мере того, как пульпа
закручивается по витку винтового сепаратора, происходит рас-
слоение частиц в вертикальной плоскости. Это расслоение
обычно рассматривается как результат сочетания механизмов
стесненного падения и просачивания в промежутки. Вероятно,
что сила Багнольда также играет существенную роль благодаря
относительно высокой скорости сдвига в винтовом желобе. В ре-
зультате тяжелые частицы, вертикально перемещаясь, перехо-
дят в зону с более низкой скоростью — у поверхности желоба,
в то время как легкие частицы образуют верхний слой в зонах
повышенной скорости.
Поворот желоба винтовых сепараторов — причина не только
градиента скорости потока в вертикальной плоскости, но и гра-
диента радиальной, или центробежной скорости, относящейся
к горизонтальной плоскости.
Различие в центробежных силах, действующих на различные
компоненты потока, является причиной создания центробежного
вращения в поперечном направлении. Часть потока в непосред-
ственной близости к поверхности перемещается наружу к точке
максимальной скорости потока; оттуда — вниз в поток ближе
к поверхности желоба. Затем он следует по поверхности желоба
к внутренней границе потока. Это вращение в поперечном раз-
резе потока перемещает тяжелые минералы внутрь к выходному
порогу или отверстию; при этом легкие минералы, текущие
быстрее, но медленнее осаждающиеся, текут дальше мимо по-
рога. Тяжелые и легкие минеральные компоненты потока таким
образом сдвигаются по горизонтали в поперечном направлении
в противоположные стороны и отделяются друг от друга. На
111
Рис. 6.19. Типичное располо-
жение продуктов на час-
тично рифленом сотряса-
тельном столе
Рис. 6.20. Поперечный' раа-
рез спирали, показывающий
движение частицы
рис. 6.20 показана идеализированная диаграмма движения ча-
стиц в спиральном желобе.
Б. В. Кизельватер, обобщивший [10] различные попытки ана-
лиза процесса, которые были сделаны в Советском Союзе [1, 16],
для математического описания механизма винтовой сепарации,
не смог определить какое-либо одно решение, полностью удов-
летворяющее исследователей.
Технология винтовой сепарации, следовательно, до сих пор
базируется скорее на эмпирических данных, чем на теоретиче-
ских основах.
Шламовые концентраторы. Типичный в новом поколении
«шламовых» концентраторов — оборудовании, разработанном
для извлечения частиц крупностью 10—50 мкм — сепаратор
Бартлез-Мозли (см. гл. 15).
Характеристика твердого. Приблизительно тол-
щину Р слоя жидкости на сепараторе Бартлез-Мозли можно
оценить по уравнению Пэйджа [13] для медленного движения
в сжимающихся вязких жидкостях:
Р = [3T]U7/(5gosin а)]0-33, (6.31)
где ц— вязкость пульпы, Н • м/с; W— удельный расход потока
112
на единицу ширины поверхности, м3/(с-м); о — плотность жид-
кости, кг/м3; а — внутренний угол поверхности (по направлению
вперед).
Для сепаратора Бартлез-Мозли типичный расход потока [5]
5,5 л/с, т. е. W= 1,165• 10~4 м3/(с-м). Следовательно, когда ап-
парат работает при угле наклона 1,75°, толщина потока состав-
ляет 0,00103 м или 1030 мкм, что соответствует 10—100 диамет-
рам, частицы. Следовательно, собственно сепарация в тонком
слое не может рассматриваться как преобладающий меха-
низм [4].
Введя приведенные параметры потока в соотношение Бо-
дена [8]
d = 0,5 Г----------------Г'5, ’ (6.32)
L 2 (а' — а) zg cos а J
где а' — плотность твердого, 10-3 кг/м3; z— длина поверхности,
м, можно определить минимальный диаметр d частицы, осаж-
дающейся на поверхности устройства. Он равен 4,8 мкм для кас-
ситерита и 9,6 мкм для кварца.
Очевидно, что без некоторой направленной вверх силы прак-
тически весь материал питания должен осаждаться на поверх-
ности и, таким образом, разделение невозможно. Так как обо-
рудование четко выполняет свои функции, должно быть совер-
шенно ясно, что сила сдвига Багнольда играет главную роль
в процессе расслоения.
Кроме того, можно видеть, что 5 мм — минимальный диа-
метр частицы, которая теоретически может быть извлечена
в обычных условиях процесса; это заключение подкрепляется
практикой. Соотношение также показывает, что частицы мини-
мальной крупности способны к извлечению и, таким образом,
по-видимому, при «естественном» питании общее извлечение не-
посредственно зависит от вязкости жидкости, расхода потока
пульпы и угла наклона деки.
Эти и другие соотношения, выведенные в данной главе, спра-
ведливо предполагают идеализированные условия. Например,
форма частиц оказывает большое влияние на характеристики
разделения.
Характеристики сдвига. Сила сдвига Багнольда, не-
обходимая для эффективной сепарации, передает собственные
усилия, способствующие извлечению на шламовых сепараторах.
Реальный математический анализ, необходимый для расчета
влияния данного эффекта, очень сложен и требует четырехмер-
ного алгебраического решения.
В работе [7] показано, что скорость сдвига S на встряхиваю-
щемся винтовом желобе приблизительно равна средней скоро-
сти потока пульпы F при оптимальном извлечении. Исследова-
ния на сепараторе Бартлез-Мозли [6] подтвердили эту зависи-
113
мость, определив относительную скорость VR как отношение
между средней скоростью потока пульпы и скоростью сдвига.
На рис. 6.21 видно, что при VR> 1 извлечение быстро уменьша-
ется. При VR=1 результирующая скорость жидкости, направ-
ленная вперед, минимальна, если результирующий сдвиг ра-
вен 0, и наоборот.
Скорость сдвига, благодаря деке, равна aR (м/с), где R —
радиус сдвига. При обычных условиях работы частота враще-
ния составляет 230 мин1, масса 6,8 кг и R приблизительно
4,5 мм. Следовательно, скорость сдвига
S = соЯ =0,108 м/с. (6.33)
Скорость потока F была вычислена путем физического изме-
рения и при оптимальном извлечении составила 0,1 м/с. Однако
при дальнейшем преобразовании уравнения (6.31) получаем
F = [TOjgsin а/(3ц)]0,33. (6.34)
Рассчитанное значение F составляет около 0,113 м/с при ус-
ловиях действия уравнения (6.31); это достаточно близко к ско-
рости сдвига, что подтверждает зависимость относительной ско-
рости, приведенную в работе [4].
Следовательно, оптимальный сдвиг, требуемый для любой
данной скорости потока, может быть рассчитан путем комбини-
рования уравнений (6.33) и (6.34) следующим образом:
aR = sin a/(3u)]0’33. (6.35)
Для любой данной вращающейся массы с постоянным про-
тивовесом радиус сдвига R линейно уменьшается с увеличением
скорости ю сверх обычного диапазона 200—250 мин-1. Следо-
вательно
со = —MR+Q, (6.36)
где М и Q — константы, относящиеся к используемой вращаю-
щейся массе. Решая уравнения (6.35) и (6.36), находим опти-
мальную скорость
ю = 0,5[ —Q + 4Л4^ ^2p,gsing_.y33p5j (6.37)
Рис. 6.21. Взаимосвязь скорости и
извлечения на сепараторе Бартлез-
Мозли [6]
114
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ г -
1. Аникин М. Ф., Иванов В. Д„ Певзнер М. Л. Винтовые сепараторы
для обогащения руд. М., Недра, 1970.
2. Bagnold, R. А. (1954). Experiments on a Gravity Free Dispersion of
Large Solid Spheres in a Newtonian Fluid Under Shear. Proceedings The
Royal Society. Sect. A. Volume 225 49.
3. Bouasse, H. (1912). Mecanique physique. Ch. Delagrave Parno 349.
4. Burt, R. 0. (1980). Slime Recovery by Gravity Concentration —
A Viable Alternative? In P. Somasundaran (Ed.) Fine Particles Processing
Vol. 2 A. I. M. E. New York, Chapter 69, 1359—1375.
5. Burt, R. 0. and Ottley, D. I. (1974). Fine Gravity Concentration
Using the Bartles-Mozley Concentrator. Inter. J. of Miner. Proc. I, 347—
366.
6. Burt, R. 0. and Stoelzle, H. (1977). Recovery of Fine Tin Ores by
Gravity Concentration. Paper presented at International Tin Symposium La
Paz, Bolivia, 24 pp.
7. Douglas, E. and Bailey, D. L. R. (1961). Performance of a Shaken
Helicoid as a Gravitv Concentrator. Trans. Inst. Min. and Metall. 70 637—
657.
8. Gaudin, A. M. (1939). Principles of Mineral Dressing. McGraw-Hill —
New York. Chapter 12 and 13.
9. Kirchberg, H. and Berger, K. (1960). Study of the Operation of Sha-
king Tables. 5th Int. Miner. Proc. Cong. London 537—51.
10. Кизевальтер Б. В. Теоретические основы гравитационных процессов
обогащения. М., Недра, 1979.
II. Kelly, Е. G. and Spottiswood, D. f. (1982). Introduction to Mineral
Processing. 491 pp.
12. Mayer, F. W. (1964). Fundamentals of a Potential Theory of the
Jigging Process. Proc. 7th Int. Miner. Proc. Cong. New York I 75—97.
13. Page, L. (1928). Introduction to Theoretical Physics D. Van Nostrand
Co. N. Y. 229.
14. Simons, T. (1923). Basic Principles of Gravity Concentration — a Ma-
thematical Study. Trans. Am. Inst. Min. Eng. 68 431—462.
15. Stokes, Sir G. G. (1891). Mathematical and Physical Paper III. Cam-
bridge Univ. Press.
16. Суханова В. Г., Аникин М. Ф., Певзнер М. Л. Зависимость извле-
чения ценных компонентов от геометрических параметров винтового же-
лоба.— Цветные металлы, 1972, № 10, с. 84.
17. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing. J. F. Wiley,
New York. Sect. 11.
18. Van Koppen, С. IF. J. (1966). A Contribution to the Fundamentals
of the Jigging Process. 5th Int. Coal Prep. Cong. Paper B3 85—97. Pittsburg,
Раздел II .....
ПРОМЫШЛЕННОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
Глава 7 1 ' , ч
ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ГРАВИТАЦИОННОГО
ОБОГАЩЕНИЯ
Гравитационное обогащение известно свыше 2 тыс. лет. За
этот период разработана эффективная техника для переработки
минералов.
По мере развития флотации и других процессов относитель-
ная важность гравитационного процесса уменьшалась, но вслед-
ствие присущей ему простоты и эффективности, особенно для
крупных частиц, он в последние годы переживает что-то вроде
возрождения.
Это побудило пересмотреть «классические» гравитационные
устройства, что привело к разработке как их современных ва-
риантов, так и совершенно новых высокопроизводительных де-
шевых аппаратов.
Поэтому неудивительно, что для гравитационного обогаще-
ния разработан широкий диапазон оборудования. Данная глава
служит введением к последующим главам этой части, в которых
подробно рассмотрены различные устройства.
Классификация оборудования. Все обогатительное оборудо-
вание имеет две функции. Первая — эффективное разделение
составляющих минералов на две или более отдельные фазы;
вторая — эффективная разгрузка этих фаз в разные отсеки [1].
Для максимальной эффективности операции силы, которые ока-
зывают влияние на первую функцию, не должны оказывать
влияние на вторую. В таком случае оптимальные условия, тре-
буемые для исполнения первой функции, должны быть компро-
миссными для эффективного исполнения второй функции — раз-
грузки продуктов.
При гравитационном обогащении первая функция осущест-
вляется путем относительного движения минералов различной
плотности в зависимости от силы тяжести и одной или несколь-
ких других сил. К последним обычно относится сопротивление
движению, оказываемое вязкой жидкостью. Для всех аппаратов
гравитационного обогащения характерно относительное переме-
щение частиц и на какой-то стадии процесса они держатся на
некотором расстоянии друг от друга или «разрыхляются» под
действием накладываемой силы.
116
Движение минералов относительно друг друга достигается
разными методами и это можно использовать для классифика-
ции различных устройств для обогащения [6].
Плотность. Используемые вязкие жидкости имеют плот-
ность или кажущуюся плотность, промежуточную между плот-
ностью минералов, подвергаемых разделению. При этом один
минерал (или минералы) имеет «положительную плавучесть» и
всплывает, а другой (другие) имеет «отрицательную плаву-
честь» и тонет. В этот класс входит и тяжелосредная сепарация,
один из наиболее важных процессов гравитационного обогаще-
ния, а также магнитогидростатическая сепарация.
Расслоение. Различные минеральные составляющие рас-
слаиваются, если их подвергают ритмичной флюидизации, соз-
даваемой пульсацией жидкости в вертикальной плоскости. Сюда
относятся отсадочные машины разных видов.
Поток. Разные минеральные составляющие разделяются
при относительном движении в потоке пульпы, текущем вниз по
наклонной плоскости, под действием силы тяжести. Обогащение
в потоке — наиболее старый процесс, используемый в гравита-
ционном обогащении. Он остается наиболее важным в таком
оборудовании, как шлюз или пэлонг, суживающийся желоб, ко-
нус Рейхерта и, если рассматривать боковое движение, вызывае-
мое дополнительной центробежной силой, винтовой сепаратор.
Встряхивание. Минеральные компоненты расслаива-
ются при наложении на поток горизонтальной силы сдвига
в виде вибрации — сотрясательный стол — или вращательного
движения — сепаратор Бартлез-Мозли или концентратор Кросс-
белт.
Такая классификация представлена на рис. 7.1.
Выбор оборудования. Диапазон оборудования для гравита-
ционного обогащения так широк, что кажется невозможно опре-
делить, какое из него наиболее приемлемо для требуемого раз-
деления. Однако при более пристальном исследовании для кон-
кретных целей этот диапазон быстро уменьшается.
При выборе оборудования необходимо учитывать следующие
факторы: требуемые показатели, крупность разделяемых ча-
стиц, требуемая производительность, предполагаемая эффек-
тивность и (при прочих равных условиях) стоимость агрегата,
капитальные и эксплуатационные затраты на оборудование.
Требуемые данные. Концентрация минерала в любом обога-
тительном устройстве достигается отделением ценного минерала
от породных. Однако за возможным исключением тяжелосред-
ной сепарации, в некоторых специфических случаях нет еди-
ного процесса, способного обеспечить полное разделение в один
прием, и аппарат будет производить в лучшем случае или окон-
чательный концентрат, или отвальные хвосты, но редко и то и
Другое.
117
Ct Лоток
ooooooooooooo
• e
Поток
Пульсация
г
Поток
Направление
движения
Рис. 7.1. Классификация процессов гравитационного обогащения:
а — плотность; б — расслоение; в — в тонком потоке; $ — качание
Устройства для гравитационного обогащения не являются ис-
ключением из этого правила и неизменно требуется больше
одной стадии обогащения. Этими стадиями могут быть основ-
ная и контрольная, основная и перечистная операции или их
комбинация. Предварительное обогащение в этом контексте
можно рассматривать как основную операцию. Часть гравита-
ционного оборудования больше подходит для основной или кон-
трольной операции, другое — для перечистной.
Тяжелосредная сепарация обычно используется в угольной
промышленности для получения из питания подходящей крупно-
сти в одном приеме товарного продукта или отходов. Часто на
одной углеобогатительной фабрике для переработки разных
классов крупности используются разные типы сепараторов. По-
добным образом процесс может быть использован для выделе-
ния в один прием некоторых менее ценных промышленных ми-
нералов или агрегатов. При переработке богатых и бедных руд,
таких, как свинцово-цинковые сульфидные или окисленные, и
алмазов тяжелосредная сепарация часто используется как
предварительная стадия для сброса пустой породы; но не ис-
пользуется как контрольная или перечистная операция.
Отсадочные машины также используют при обогащении угля
для получения окончательного продукта и отходов в одном ап-
парате. Однако так как отсадочные машины — многокамерные
аппараты и часто производят циркулирующий промпродукт, то
их правильнее отнести к аппаратам с основной и контрольной
операцией. В других случаях отсадочные машины более важны
как основное и контрольное оборудование, хотя в отдельных
118
случаях их можно использовать и для получения конечного про-
дукта (например, при извлечении крупного золота).
Большинство современных высокопроизводительных аппара-
тов, таких, как конус Рейхерта, суживающийся шлюз или сепа-
ратор Бартлез-Мозли, в основном, предназначены для основной
или перечистной операции и только в некоторых случаях их
используют для получения окончательного концентрата. Винто-
вые сепараторы, в основном, устройства для основной и кон-
трольной операции, но часто применяются и как перечистное
устройство, особенно при переработке минеральных песков.
Сотрясательный стол и концентратор Кроссбелт— устрой-
ства для основной и перечистной операций; первый из них, воз-
можно, наиболее многофункциональный гравитационный аппа-
рат, который может быть использован в любой стадии цикла
(исключая предварительную концентрацию).
Диапазон крупности. Общий диапазон крупности материала,
для которого применимо гравитационное обогащение, больше,
чем для других процессов. Верхний предел крупности мате-
риала, который может быть теоретически обработан в гравита-
ционных аппаратах, — это такой, при котором минералы доста-
точно освобождены друг от друга для того, чтобы иметь раз-
личные гравитационные свойства. Практически верхний предел
крупности ограничен способностью механической обработки
устройства и хотя, в принципе, некоторые аппараты способны
перерабатывать частицы крупностью 1 м, обычно считается,
что 500 мм — верхний предел крупности разделения [3]. Прак-
тически нижний предел гравитационного обогащения тонких
частиц около 6 мкм.
Ни один из аппаратов, описанных в последующих главах, не
способен обрабатывать материал полного диапазона крупности:
различные типы концентраторов способны перерабатывать
Рис. 7.2. Интервал действия
гравитационного оборудова-
ния:
1 — статические; 2 — динамические;
3 — использующие только воду;
4— отсадочные машины; 5 — шлюз;
6 — конус Рейхерта; 7 — суживаю-
щийся шлюз; 8 — винтовой сепара-
тор; 9— сотрясательный стол; 10—
Бартлез-Мозли; 11 — Кроссбелт;
12 — пневматическая отсадочная ма-
шина; 13 — пневматический стол;
14 — центробежные; / — тяжело-
средные; П — расслоенно; /// —
в тонком потоке; IV—встряхива-
ние; V — пневматические; VI — про-
межуточные
119
только какую-то часть общего диапазона. Рис. 7.2 показывает
возможности наиболее важных типов оборудования в соответ-
ствии с классификацией, приведенной ранее.
К нижнему пределу крупности эффективного разделения
в статических тяжелосредных сепараторах относится минималь-
ная крупность частиц, которые могут быть практически разде-
лены на соответствующие фракции в тяжелой среде обычной
вязкости при промышленно приемлемой производительности.
Динамические тяжелосредные сепараторы действуют при под-
нимающих силах g и нижний предел крупности определяется
минимальной крупностью материала, который можно получить
грохочением в промышленном масштабе с эффективностью
около 100 %.
Многие устройства способны успешно перерабатывать мате-
риал в диапазоне крупности 0,1—1 мм и выбор в этом случае
зависит от относительной эффективности аппарата в конкрет-
ных условиях.
Для переработки материала крупностью менее 0,1 мм при-
годны только новые устройства, за исключением хорошо извест-
ного сотрясательного стола, который остается действительно эф-
фективным: в течение многих лет полагали, что нижний предел
крупности материала, который может быть эффективно перера-
ботан гравитационными методами, 75 мкм. В настоящее время
этот предел может быть значительно снижен.
Почти нет оборудования, способного переработать материал
всего диапазона крупности, поддающегося гравитационному
обогащению. Исключением являются только тяжелосредные
сепараторы, в которых происходит разделение по плотности.
Отсадочные конуса Рейхерта и шлюзы, будучи в основном уст-
ройствами, классифицирующими по массе, хотя и способны об-
рабатывать материал большого диапазона крупности, но при
этом в какой-то части его (верхнем, нижнем или промежуточ-
ном) происходит снижение эффективности сепарации.
Другое оборудование, такое, как столы, сепаратор Бартлез-
Мозли (механизм сепарации—обратная классификация) и вин-
товой сепаратор (стесненное осаждение), работает значительно
лучше на сортированном по крупности или классифицирован-
ном питании.
В результате применяются два типа схем переработки.
1. В нескольких циклах (шлюзы или драги) перерабатывают
несортированное по крупности питание. В каждой последова-
тельной стадии получают концентрат, промпродукт и хвосты.
Удаление или сброс материала из каждого цикла уменьшает
объем питания, поступающего в следующую стадию. Одна из
стадий предусматривает удаление из процесса в виде хвостов
либо крупной пустой породы [5], либо тонких шламов [4].
2. В параллельных циклах перерабатывают узко классифи-
120
цированное питание на многочисленных аппаратах, производя-
щих концентраты, промпродукты и хвосты в одной стадии. Эф-
фективность классификации по крупности является важным
фактором, если требуется получить окончательные продукты.
Чаще всего применяется комбинированная схема. Например,
за циклом из серии отсадочных машин, перерабатывающих не-
сортированное по крупности питание, могут следовать этап сор-
тировки по крупности и параллельный цикл из столов и обору-
дования для классификации в тонком потоке.
Производительность. Диапазон производительности,гравита-
ционного оборудования очень большой. В то время как тяжело-
средные сепараторы и отсадочные машины производятся разно-
образных типоразмеров, подходящих для широкого диапазона
производительности, то другое оборудование производится в од-
ном или двух типоразмерах и для обеспечения высокой произво-
дительности требуется множество аппаратов.
Наиболее высокопроизводительное оборудование — статиче-
ские тяжелосредные конуса или барабаны, а также отсадочные
машины, производительность которых (на один аппарат) может
превышать 300 т/ч. Конечно, производительность может быть
много ниже для аппарата соответствующего размера.
Производительность конуса Рейхерта составляет 60—70 т/ч.
Его конструкция позволяет ему эффективно работать только
в этом сравнительно узком интервале. Винтовые сепараторы
однозаходного исполнения имеют производительность 1—4 т/ч,
трехза.ходного — 3—12 т/ч. Однако винтовые сепараторы боль-
шего диаметра, производимые в Советском Союзе, имеют такую
высокую производительность, как 7—15 т/ч на одну спираль [2].
Аналогично суживающиеся шлюзы имеют производительность
3—6 т/ч на один желоб.
Так как конус Рейхерта, винтовой сепаратор и суживаю-
щийся шлюз пригодны для аналогичных условий и материала
приблизительно одного и того же диапазона крупности, то про-
изводительность аппарата может быть решающим фактором при
выборе оборудования. Очевидно, высокая производительность
конуса Рейхерта мешает его использованию на малых и средних
фабриках. В связи с этим, кроме промышленности строительных
материалов, на фабриках производительностью 100 т/ч и менее
предпочтительнее винтовые сепараторы. Многие фабрики боль-
шой производительности (1000 т/ч и выше) используют винто-
вые сепараторы или суживающиеся шлюзы чаще, чем конуса
Рейхерта, вследствие их более высокой гибкости по отношению
к колебаниям пульпы. Но при прочих равных условиях высоко-
производительные конуса требуют меньшую водопроводную си-
стему, кроме того, число единиц оборудования на одного опера-
тора уменьшается и управление процессом облегчается по срав-
нению с винтовым сепаратором и суживающимся шлюзом.
121
Сотрясательные столы, сепараторы Бартлез-Мозли и Кросс-
белт имеют меньшую производительность, требуемое их число
в процессе зависит от его особенностей и диапазона крупности
перерабатываемого материала. Используя для стадии перера-
ботки тонкого материала сепаратор Бартлез-Мозли, за которым
следует сепаратор Кроссбелт или сотрясательные столы, можно
минимизировать требуемое количество оборудования и макси-
мизировать производительность.
Эффективность. Из всех процессов гравитационного обога-
щения тяжелосредная сепарация является, в принципе, самой
простой и на практике самым эффективным процессом. Иде-
альный процесс гравитационного обогащения должен отделять
100 % нежелательного материала в одну фракцию, а 100 % же-
лаемого материала в другую. В тяжелосредной сепарации кри-
терием разделения частиц является, по-существу, отношение их
плотности к плотности среды; во всех других процессах все ча-
стицы тяжелее, чем среда, и разделение осуществляется под
сложным воздействием иногда противоположных сил.
Эффективность отдельных видов оборудования зависит от
разнообразных факторов: скорости подачи питания по сравне-
нию с производительностью оборудования, колебания скорости
подачи или минерального состава питания, диапазона крупно-
сти и содержания твердого. Эффективность любого устройства
для обогащения зависит от эффективности, с которой оборудо-
вание может справляться с этими посторонними факторами, ус-
танавливая приемлемое извлечение и качество концентрата.
Стоимость. Капитальные затраты на гравитационное обору-
дование, производимое в различных частях света, в любой мо-
мент времени подвержены влиянию инфляции и изменению цен.
Сравнивать стоимость для конкурирующего оборудования, та-
ким образом, можно только в конкретный момент времени, при
необходимости выбора этого оборудования. В основном, от-
садка более дешевый процесс, чем тяжелосредная сепарация,
хотя и не так эффективна. Поэтому она идеально подходит к не-
дорогой переработке простых руд. Хотя однозаходные винтовые
сепараторы по удельной производительности более дороги, чем
конуса Рейхерта [7], двух- и трехзаходные винтовые сепараторы
имеют стоимость того же порядка или даже немного дешевле.
Перечистное оборудование — столы, сепараторы Кроссбелт,
GEC Дуплекс и т. д. — дороже, чем оборудование для основной
и контрольной операций. Однако для этих целей повышение эф-
фективности более важно, чем стоимость, так как перерабаты-
ваемый материал составляет только часть общей производитель-
ности фабрики.
Так как много типов оборудования производится относи-
тельно небольшим числом фирм (например, конус Рейхерта —
«Минерал депозите Лтд», Австралия, сепараторы Мозли и
122
Кросс-белт — «Бартлез», Великобритания, столы — два основ-
ных производителя), то сравнение пригодности оборудования
для данных требований и его относительной эффективности бо-
лее важно, чем сравнение его стоимости.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Apian, F. F. (1975). The State of the Art and the Future of Gravity
Concentration. In Somasundaran, P. and Fuerstenau, D. W. (Eds.) Research
Needs in Mineral Processing. Harriman, N. Y.
2. Справочник по обогащению руд. Основные процессы/Под ред.
О. С. Богданова. М., Недра, 1983.
3. Burt, R. О. and Mills, С. (1982). Gravity Concentration— 1000 years
old and still improving. 1st Meeting of the Southern Hemisphere on Mineral
Technology. Rie de Janeiro, Brazil, Dec. 438—448.
4. Chaston, I. R. M. (1962). Gravity Concentration of Fine Cassiterite.
(5th) Inter. Miner. Proc. Cong. London I. M. M. 593—609.
5. Harris, J. H. (1959). Serial Gravity Concentration — a new tool in
mineral processing. Trans. Inst. Min. and Metall. 69 85—94.
6. Kelly, E. G. and Spottiswood, D. L. (1982). Introduction to Mineral
Processing. 491 pp.
7. Moncrieff, A. G. and Lewis, P. J. (1977). The Treatment of Fine Ores.
Trans. Inst. Min. and Metall. 69 85—94.
' 'i 4' ' . • Л. ' S'!
Глава 8 г л . . г. .
ПОДГОТОВКА ПИТАНИЯ » : i f
Предпосылкой для эффективного обогащения минералов яв-
ляется эффективная подготовка питания. Нет такого устройства
для обогащения минералов, которое способно обрабатывать, не
говоря уже о том, чтобы разделять, полностью неподготовленное
питание. Гравитационное оборудование не исключение. Действи-
тельно, эффективная подготовка питания более важна для гра-
витационного обогащения, чем для многих других процессов
обогащения.
Подготовка питания может быть относительно простой, за-
ключающейся просто в выводе подрешетного или надрешетного
материала, а может быть исключительно сложной, состоящей из
раскрытия частиц и их тщательной последовательной классифи-
кации. Она может простираться от грохочения частиц по классу
200 мм до классификации по классу 10 мкм. Она может быть
маленьким придатком к процессу или главной операцией. Од-
нако практически каждая обогатительная фабрика имеет одно
общее: в ее схеме обязательно предусмотрена какая-то форма
подготовки питания.
Так как подавляющее большинство операций гравитацион-
ного обогащения проводится в жидкой среде, обычно в воде, то
подготовка питания чаще всего производится мокрым способом.
Важная часть любого цикла гравитационного обогащения—
123
установление водного баланса, поэтому подготовка питания ча-
сто включает устройства не только для сортировки материала
по крупности, но и для регулирования водного баланса.
Подготовка питания в широком смысле включает все формы
дробления, измельчения, сортировки, грохочения, классифика-
ции и отделения твердого от жидкости. Однако в данной главе
ограничимся кратким обзором основных методов подготовки пи-
тания для гравитационных аппаратов: грохочения, классифика-
ции и регулирования водного баланса.
Сортировка по крупности грохочением. Сортировка грохоче-
ные, чем отверстия, перемещаются по поверхности, частицы
большого диапазона крупности, на две или более различных
фракций, каждая из которых содержит частицы более или менее
одинакового размера, но при многоминеральном питании разной
массы.
Принципы. В простейшей форме грохот — это поверхность,
имеющая ряд отверстий определенного размера. Материал для
грохочения подают на поверхность грохота; частицы более круп-
ные, чем отверстия, перемещаются по поверхности, частицы
меньше, чем отверстия, проходят через поверхность, образуя
подрешетный продукт. Это — основной принцип грохочения.
В идеальном случае частицы должны образовывать моно-
слои. Каждая частица должна достигать поверхности грохоче-
ния перпендикулярно при горизонтальной скорости перемещения
приблизительно равной нулю. Такие идеальные условия, ко-
нечно, невыполнимы и полностью невозможны в промышленных
операциях грохочения, где требования производительности тре-
буют толстого слоя питания, движущегося вперед через сито при
различной скорости почти параллельно поверхности грохочения.
Вероятность того, что мелкие частицы попадут на поверхность
грохочения, и вероятность прохождения их через отверстия, та-
ким образом, уменьшаются.
Эффективность процесса грохочения зависит от обоих этих
вероятностей. Общая вероятность прохождения подрешетных
частиц через сито зависит от числа контактов частицы с по-
верхностью сита и вероятности их прохождения через отвер-
стия при единичном контакте [16, 26].
Вероятность достижения частицами поверхности зависит от
толщины слоя, скорости движения слоя вперед по грохоту,
длины грохота (и радиуса для криволинейных грохотов), вибра-
ции грохота (если она применяется) и разрыхления слоя. Пи-
тание грохота, состоящее преимущественно из частиц подре-
шетного продукта, быстро проходит через сито и толщина слоя
приближается к идеальному монослою в точке разгрузки. Пи-
тание, преимущественно состоящее из надрешетного продукта,
обеспечивает толстый слой материала на сите. В последнем
случае требуется более низкая скорость подачи питания.
124
Вероятность прохождения частиц через сито зависит не
только от угла подхода частицы, но также и от живого сечения
сита — отношения площади отверстий к общей площади поверх-
ности сита [34] — и от соотношения размеров частиц и отверстий
сита. Таггарт показал [30], что для сферической частицы разме-
ром, равным половине размера щели сита, вероятность прохож-
дения равна 25 %; для частиц размером 75 % диаметра отвер-
стия — 6 %; Для частиц, приблизительно равных диаметру от-
верстий сита (90 %), — менее 1 %. Такие «трудные» частицы
застревают внутри отверстия поверхности грохочения и «закры-
вают» ее, в результате чего уменьшается общее живое сечение
грохота.
Если для крупного грохочения (крупнее 0,5 мм) избежать
забивания отверстий можно относительно просто, приложив
встряхивание или вибрацию, то для тонкого грохочения (менее
0,5 мм) оно является серьезной проблемой. Это одна из причин
неудовлетворительной работы многих устройств для тонкого
грохочения, особенно в крупномасштабных операциях.
Из этого короткого обзора видно, что в результате неэффек-
тивного грохочения чаще получается неудовлетворительный над-
решетный продукт, чем подрешетный. Кроме того, можно сде-
лать вывод, что грохочению проще подвергать материал, состоя-
щий в основном из подрешетного продукта, а не надрешетного.
Крупное грохочение. При гравитационном обогащении круп-
ное грохочение используется, главным образом, в циклах дроб-
ления и измельчения, для вывода в отходы крупного надрешет-
ного продукта при переработке аллювиальных песков или пес-
ков для намыва дамб и в циклах тяжелосредной сепарации.
Для первых двух случаев подходят многие грохоты, как виб-
рационные, так и барабанные; эти аппараты хорошо описаны
в специальной литературе [2, 22]. Подготовка питания для цик-
лов тяжелосредного обогащения и обезвоживание продуктов
требуют высокой эффективности грохочения при минимальном
выносе шламов в надрешетный продукт. Сита обычно плоские,
чаще всего наклонные, выход надрешетного продукта больше,
чем в других операциях. Возможно, наиболее часто для этих
целей используется грохот с малым наклоном фирмы «Аллис
Чалмерс» с ситом DS впереди него или без (см. следующую
часть). Применение грохочения в качестве составной части тя-
желосредной сепарации подробно рассмотрено в гл. 9.
Тонкое грохочение. В большинстве грохотов для тонкого гро-
хочения, используемых в настоящее время в гравитационном
обогащении в циклах подготовки питания,поверхность грохоче-
ния установлена под углом в идеальном случае большем, чем
угол естественного откоса надрешетной фракции, что позволяет
по возможности более быстро удалять ее. На них, в основном,
отделяют материал мельче отверстий поверхности грохочения и
125
I
разделение происходит на относительно коротком расстоянии от
точки подачи питания. Таким образом, не требуется длинных
грохотов, а производительность грохота является функцией ши-
рины грохота в большей степени, чем его площади.
Грохоты для тонкого грохочения требуют относительно по-
стоянной скорости подачи питания и плотности пульпы;- мало
эффективно происходит грохочение при содержании твердого
в питании более 50 %; идеальным для эффективного разделе-
ния должно быть содержание твердого в питании около 30 %.
Рассмотрим некоторые из грохотов для тонкого грохочения,
использующихся в циклах гравитационного обогащения.
Дуговое сито. Дуговое сито DSM (Дутч Стейт Майнз)
было создано в 1954 г. [13]. Это сито и более поздний вариант—
Дорр Рэпифайн — широко применяют в промышленности. Сито
(рис. 8.1) представляет собой дуговую неподвижную поверх-
ность грохочения, состоящую из параллельных клиновидных
стержней, расположенных перпендикулярно к направлению по-
тока. Простота конструкции позволила широко в мире использо-
вать изготовленные фабричным образом подобные сита, укреп-
ленные вокруг распределительного щита, снабжающего их пи-
танием.
При разделении на дуговом сите используются силы тормо-
жения жидкости, действующие на частицу, расстояние между
колосниками регулирует поток суспензии, проходящий через
щели, а скорость пульпы определяет силы торможения [28].
По мере того как пульпа течет к нижней части грохота, мел-
кие частицы, крупностью около половины ширины щели, прохо-
дят через грохот при торможении жидкости. Острый угол щели
между клиновидными колосниками направляет поток вдоль пе-
редней части колосника, как показано на рис. 8.2, а. Использо-
вание возможно более остроугольных колосников обеспечило
в результате создание такой конструкции рамы грохота, кото-
рая позволяет переворачивать поверхность грохочения во время
работы грохота или при минимальном времени его оста-
новки.
При определенном расстоянии между колосниками сущест-
вует минимальная скорость подачи пульпы, ниже которой сито
начинает забиваться трудными частицами; чем меньше расстоя-
ние между колосниками, тем выше требуется скорость [9, 10].
Одна из проблем грохотов для тонкого грохочения то, что
тонкие слои пульпы, проходящие через грохот, имеют тенденцию
стекать по выпуклой (обратной) стороне грохота вследствие по-
верхностного натяжения — «эффект стены» [7].
В дуговом сите Дорр-Рэпифайн проблему забивания преодо-
левают в основном периодическим встряхиванием клиновидных
колосников, что разрушает поверхностное натяжение, удержи-
вающее жидкость на обратной стороне сита [18].
126
Рис. 8.1. Двухстадиальный грохот Дорр-Рэпифайн:
1— панель криволинейного грохота; 2 — комплект встряхивателя
К ряду DSM относятся дуговые сита с центральным углом
45—320° и шириной щели 0,05—4 мм. Для грохочения более
мелкого материала применяются сита из клиновидной прово-
локи, живое сечение которых уменьшается до 5 %; в этом слу-
чае применяют удлиненные сита и питание подают под давле-
нием [27].
Гидросито Бауэр также имеет дуговую поверхность из
клиновидной проволоки. Однако клиновидные колосники имеют
закругленные края, которые изменяют поток пульпы, как пока-
зано на рис. 8.2, б [1]. Поверхность клиновидной проволоки ко-
леблется в большей степени, чем прямой; утверждается, что при
этом сито не забивается.
Сито Бартлез-CTS, разработанное фирмой «Корниш Тин
Смелтпнг» (Великобритания), также неподвижное с криволи-
нейной поверхностью. Однако в этом аппарате поверхность гро-
хочения представляет собой полосу небольшого радиуса, плотно
связанную из нейлоновой нити или проволоки из нержавеющей
стали, по которой пульпа течет тонким ламинарным слоем и
проходит поверхность грохочения при направленной вперед ско-
рости, близкой к нулю (рис. 8.2, в). Из-за небольшой длины
сита грохочение проводится в две стадии (рис. 8.3) — первичной
и за ней промывки [7].
Подрешетный продукт, прошедший сито, ударяется от тыль-
ной стороны полотна с помощью специальных полос, что делает
127
Рис. 8.3. Двухпродуктовый (а) и трехпродуктовый (б) грохоты Бартлез-CTS:
/ — первичный грохот; 2 — связывающие полосы; 3 — промывочный грохот
ненужным механическое встряхивание, однако изредка требу-
ется легкая очистка щеткой поверхности грохочения.
В основном сита Бартлез-CTS применяются на гравитацион-
ных фабриках малой и средней производительности и исполь-
зуются как первичные и промежуточные.
Сито Деррик Малтифид представляет собой поверх-
ность грохочения, которой передаются высокочастотные (3000—
3600 мин-1) малоамплитудные эллиптические колебания от пол-
ностью закрытого эксцентрика, установленного над центром
сита.
Дека грохота, предназначенная для разделения материала
крупностью 50—350 мкм, состоит из двух наложенных друг на
друга одинаково натянутых плотных проволочных сеток, спле-
тенных из нержавеющей стали, поддерживаемых снизу ситом
с более крупными ячейками для уменьшения вибрации и уста-
лостных явлений. Эта конструкция обеспечивает легкое относи-
тельное движение двух сеток, что позволяет избежать их заби-
вания, однако это уменьшает их срок службы.
128
Рис. 8.4. Сито OSO [35]
Чтобы увеличить производительность грохота скорость гро-
хочения, на одной раме устанавливают три параллельных
секции.
Сито OSO (рис. 8.4) [2], созданное в ПНР в начале 1960-х
годов, только недавно начали широко применять в Европе и Се-
верной Америке, где оно известно как грохот «Вор-сив» [35].
Пульпа подается под давлением через входное сопло в на-
правляющее сопло, а затем по кольцевому каналу — в верхнюю
часть перевернутой сетчатой корзины. Пульпа совершает около
полутора витков по каналу, расслаиваясь под влиянием вра-
шающей и центробежной сил. Твердая часть пульпы накапли-
вается во внешнем слое, а вода со шламами — во внутреннем.
Когда поток достигает сетчатой корзины, он становится спи-
ральным, твердая фракция спускается по более низкой траек-
тории, чем жидкость и шламы, которые фильтруются сквозь ра-
диальные щели грохота. В последней четверти конуса твердые
частицы спускаются вниз для окончательного обезвоживания;
отверстия в этой части имеют горизонтальное расположение.
Действие этого грохота можно представить как комбинацию
циклона, дугового сита, вибрационного грохота и грохота с по-
перечным потоком пульпы.
Выбор сетки с квадратными отверстиями или
из клиновидной проволоки. Грохоты с сеткой с квад-
ратными отверстиями, такие как Бартлез-CTS и Деррик, обес-
печивают получение более однородного по крупности подрешет-
ного продукта, чем грохоты с клиновидной сеткой, особенно если
в питании содержатся слюдистые или игольчатой формы мине-
ралы. Эти частицы могут сильно ухудшить работу последующих
гравитационных аппаратов, поэтому в таких случаях более це-
лесообразно использовать сита с квадратными отверстиями. На-
оборот, если тот же материал измельчается в замкнутом цикле,
то сита с квадратными отверстиями создают избыток «трудных»
частиц в мельнице, и в этом случае целесообразно использовать
клиновидные сита.
Преимущество сит из клиновидной проволоки по сравнению
с ткаными проволочными в том, что они более шероховаты и
5 Заказ № 1987 129
обычно длиннее. Однако живое сечение сита из клиновидной
проволоки для самых тонких продуктов менее 5 %, в то время
как живое сечение тканого сита 30—40 %. Тканые проволочные
сита имеют более высокую производительность, чем из клино-
видной проволоки, особенно при тонком грохочении.
Сетка грохота может быть выполнена из разных материалов.
Чаще всего это—'нержавеющая сталь и сталь, футерованная
резиной, полиуретаном или нейлоном. Сита из клиновидной про-
волоки неизменно исполняются из нержавеющей стали, хотя
грохот Бартлез-CTS использует тканые нейлоновые сита.
Классификация — процесс разделения материала различной
крупности на две или более фракции на основе скорости, с ко-
торой зерна материала падают в жидкой среде (обычно в воде).
При многоминеральном питании в результате такого разделения
в одну фракцию попадают частицы одинаковой массы, но раз-
ной крупности.
Принципы. Твердая частица, свободно падающая в вакууме,
подвергается действию постоянного ускорения и ее скорость не-
ограниченно увеличивается независимо от ее крупности и плот-
ности. Однако в вязкой среде, такой как вода или воздух, су-
ществует сопротивление этому падению, увеличивающееся с уве-
личением скорости падения. Когда между направленной вниз си-
лой тяжести и силой сопротивления жидкости устанавливается
равновесие, тело достигает конечной скорости, после чего про-
должает падать с этой постоянной скоростью.
Характер сопротивления зависит от скорости снижения. При
низкой скорости движение плавное, так как слой жидкости, на-
ходящийся в контакте с телом, движется вместе с ним, в то
время как на некотором небольшом расстоянии от тела жид-
кость остается неподвижной. По существу, все сопротивление
движению происходит вследствие действия сил сдвига или вяз-
кости жидкости, поэтому оно называется вязкостным сопротив-
лением. При высокой скорости основное сопротивление среды
происходит вследствие смещения жидкости твердым телом, и
вязкостное сопротивление относительно мало. Это явление из-
вестно как турбулентное сопротивление. В любом случае конеч-
ная скорость частицы быстро увеличивается. В первом режиме
применим закон вязкостного сопротивления Стокса, во втором—
закон Ньютона [14, 30, 34].
Классификация, по существу, происходит в колонне, в кото-
рой жидкость поднимается с постоянной скоростью. Частицы,
помещенные в колонну, утонут, если их конечная скорость выше,
чем скорость поднятия жидкости и, в итоге, станут нижним про-
дуктом, или песками. Наоборот, они будут подниматься в слив,
если их конечная скорость меньше, скорости поднятия жидко-
сти. По существу, три режима приемлемы в классификации: сво-
бодное падение, стесненное падение и вихревой.
130
Свободное падение наблюдается при осаждении ча-
стиц в таком объеме жидкости, который достаточно велик по
отношению к общему объему частиц и, следовательно, заполне-
ние объема частицами незначительно. При хорошо диспергиро-
ванной пульпе, свободное падение преобладает, когда содержа-
ние твердого в пульпе не превышает 15 %.
Закон Стокса играет значительную роль для частиц круп-
ностью менее 50 мкм; закон Ньютона в основном применим для
частиц крупнее 5 мм.
Для промежуточного диапазона крупности частиц, в котором
и происходит большинство процессов мокрой классификации,
нет закона, полностью соответствующего экспериментальным
данным.
Закон Стокса для частиц а диаметром da и плотностью стч,
падающих в воде в упрощенном виде
И-Ма(Оа-ЮОО). ‘ ' (8.1)
Аналогично, упрощенный закон Ньютона , . }
V A, [da (оа—1000)]°>5, ; ; - (8.2)
где v — конечная скорость частицы; kx и k2— константы.
Является ли режим вязким течением (закон Стокса), пли
турбулентным (закон Ньютона), или каким-то промежуточным,
надо иметь ввиду, что
если две частицы имеют одинаковую плотность, то частица
большего диаметра имеет более высокую конечную скорость;
если две частицы имеют одинаковый диаметр, то более тяже-
лая частица имеет более высокую конечную скорость.
Основное выражение для коэффицента равнопадаемости при
свободном падении двух минералов в воде (т. е. отношение диа-
метров частиц различной плотности оь и оа), при котором они
имеют одинаковую скорость падения в разбавленной пульпе
имеет вид [14]:
Rf = da/db = [(оь- 1000)/(оа-1000)]«, (8.3)
где Rf—коэффициент равнопадаемости частиц диаметром db и
da', «= 0,5 для мелких частиц, подчиняющихся закону Стокса;
п=1 для крупных частиц, подчиняющихся закону Ньютона.
Как видно из уравнения (8.1), коэффициент равнопадаемо-
сти для крупных частиц двух минералов, подчиняющихся закону
Ньютона, больше, чем для двух мелких частиц тех же минера-
лов, подчиняющихся закону Стокса.
Стесненное падение. По мере того, как содержание
твердого в пульпе увеличивается, влияние взаимодействия ча-
стиц между собой становится более существенным и скорость
падения частиц уменьшается. Система ведет себя как тяжелая
жидкость, плотность которой равна плотности пульпы, а нежид-
5* 131
кости. Это явление известно как стесненное падение. Вследствие
высоких плотности и вязкости при стесненном падении сопро-
тивление среды, главным образом, турбулентное и применим за-
кон Ньютона, в котором кажущаяся плотность пульпы ор за-
меняет плотность воды [см. уравнение (8.2)]:
u = fe[da(oa—Ор))0’5. (8.4)
Очевидно, чем меньше плотность частиц, тем заметнее сни-
жается плотность пульпы и значительно меньше скорость паде-
ния. Наоборот, чем крупнее частица, тем значительнее умень-
шается скорость падения по мере увеличения плотности пульпы.
Коэффициент равнопадаемости Rb стесненного падения [14]
R/l-=da/db = [(ob—op)/(oa~op)]n. (8.5)
Так как плотность ор всегда больше, чем плотность жидко-
сти, то коэффициент равнопадаемости при стесненном падении
всегда больше, чем при свободном падении. Стесненное паде-
ние, таким образом, уменьшает влияние крупности частицы и
в то же время увеличивает влияние различия их плотности на -
классификацию.
Вихревой режим. По мере того, как плотность пульпы
возрастает, достигается точка, где каждая частица покрыта
только тонкой пленкой воды; вследствие поверхностного натя-
жения такая смесь является идеальной суспензией и имеет не-
значительную тенденцию к разделению. Каждая частица может
свободно двигаться, но она не способна сделать это так, чтобы
не удариться о другую частицу; она остается на месте в усло-
виях, известных как полное завихрение. Эти условия могут быть
созданы в классифицирующей сортировочной колонне ее суже-
нием или запрессовкой сита в ее основании для образования
вихревой камеры (рис. 8.5).
Сужение обусловливает градиент скорости поднимающейся
воды в камере. Частицы, падающие в камеру, достигают точки
равновесия там, где поток поднимающейся воды уравнивается
их скоростью падения. Многие частицы достигают этой точки и
начинают задерживаться над сужением у дна камеры, посте-
пенно спрессовываясь в массу. В результате частицы стараются
подняться вдоль линии наименьшего сопротивления, которая
обычно находится в центре камеры, пока не достигнут области
Рис. 8.5. Колонная класси-
фикация:
а — сортирующая колонна для
свободного падения; б, в — ка-
меры циркуляции для стеснен-
baud ного падения
132
более низкого давления у вершины вихревой камеры, после чего
в условиях, в которые они раньше падали, частицы падают
вновь. По мере того как частицы со дна поднимаются в зону
наименьшего сопротивления, другие частицы падают в образую-
щуюся пустоту и создается постоянная циркуляция частиц. По-
стоянное столкновение циркулирующих частиц имеет очищаю-
щий эффект, в результате которого любые входящие или налип-
шие шламовые частицы удаляются, покидают вихревую камеру
и выносятся со сливом классификатора [30].
Аппараты со свободным падением (типичный пример — клас-
сификаторы с горизонтальным потоком) работают на относи-
тельно разбавленной пульпе и используются, если желательно
уменьшить влияние плотности частиц на разделение, например,
в замкнутом цикле измельчения или для чернового разделения.
Аппараты со стесненным падением или гидравлические класси-
фикаторы используют, если желательно увеличить влияние
плотности частиц на разделение, например при подготовке
питания для гравитационного обогащения на столах, или
если требуются узкоклассифицированные обесшламленные про-
дукты.
Классификаторы с горизонтальным потоком в основном при-
меняют в замкнутых циклах измельчения и для отделения твер-
дой фазы от жидкой. Они также используются в циклах грави-
тационного обогащения для предварительной классификации
материала большого диапазона крупности перед переработкой
песков в гидравлическом классификаторе.
Осадительный конус — простейшая форма классифи-
катора, способного мелко отделять осажденную твердую фазу
от жидкой. Поэтому они часто используются как обезвоживаю-
щее оборудование. Их также используют как дешламаторы при
переработке строительных материалов и теперь реже как шла-
мовые классификаторы в оловянной промышленности. Механи-
зированные песковые конусы позволяют относительно регулярно
разгружать пески.
Механический классификатор состоит по суще-
ству из емкости, которая действует как осадительный бассейн,
В слив которого течет жидкость и материал с низкой скоростью
осаждения. На наклонной поверхности классификатора осажда-
ется материал с более высокой скоростью осаждения, который
транспортируется механическим способом (обычно спиралью
или граблями).
Механические классификаторы широко применяют в замкну-
тых циклах измельчения, хотя в настоящее время их главным
конкурентом становятся циклоны. Механические классифика-
торы имеют невыгодные размеры и относительно низкую произ-
водительность по сравнению с циклонами, однако они менее чув-
ствительны к изменению питания. Оба имеют тенденцию возвра-
133
щать тонкий материал высокой плотности в мельницу, что вы-
зывает переизмельчение.
На промывочных фабриках механические классификаторы
действуют как сортирующие по крупности в связи с тем, что ча-
стицы в основном не раскрыты и имеют близкую плотность.
Механические классификаторы могут быть спроектированы
таким образом, что они становятся сгустителями, т. е. вся твер-
дая фаза удаляется в пески с очень высоким содержанием твер-
дого. В этом случае их часто сдваивают. Многие тяжелосредные
фабрики используют механические классификаторы для сгуще-
ния среды перед ее повторным использованием (см. гл. 9).
Гидравлические классификаторы характеризуются использо-
ванием воды дополнительно к той, которая присутствует
в пульпе. Она вводится таким образом, что ее направление про-
тивоположно направлению осаждения частиц. Большинство гид-
равлических классификаторов являются аппаратами стеснен-
ного падения, что значительно более эффективно при классифи-
кации по крупности и сортировке. Классификаторы стесненного
падения используют значительно меньше воды, чем классифика-
торы свободного падения и имеют более селективное дей-
ствие вследствие размывающего действия в вихревой камере
и влияния всплывания пульпы на те частицы, которые отсорти-
рованы.
Гидравлические классификаторы могут состоять из одной
или более сортировочных колонн или вихревых камер, через ко-
торые поднимается вертикальный поток воды и осаждаются тя-
желые частицы. Так как для частиц проще войти в вихревую
постель во время непрерывной классификации, чем покинуть ее,
то колонна увеличивает крупность и изменяет состав нижнего
продукта, если скорость разгрузки не контролировать. Класси-
фикаторы с автоматической разгрузкой нижнего продукта хотя
и значительно более дороги, чем механические, но зато более
надежны и эффективны.
Классификатор Стокса (рис. 8.6) — возможно наи-
более эффективный многопродуктовый классификатор, приме-
няемый в настоящее время. Он в основном используется для
подготовки питания к гравитационному обогащению.
Снабжение свежей чистой водой при постоянном напоре
у днища вихревой камеры используется для обеспечения усло-
вий циркуляции твердого, которое опускается вниз в промежут-
ках между поднимающимися потоками воды. Каждая вихревая
камера оборудована патрубками разгрузки нижнего продукта,
который, в свою очередь, связан с клапаном, чувствительным
к давлению, что позволяет тщательно контролировать условия
классификации. Клапан может быть гидравлическим или элек-
трическим, при работе он регулирует давление, создаваемое
циркулирующим материалом.
134
i
.C’l
К
S
Поперечный
вода; 2 — вто-
3 — керамиче-
разрез камеры циркуляции гидроклассификатора
Рис, 8.7. Циркуляцион-
ная решетка и разгруз-
ка гидроклассификатора
Дейстера:
1 — первичная
ричная вода;
ский вкладыш
воды; 2 — ручное управление уровнем; 3 — индикаторная
коллектора; 5 — коническая пружина; 6 — камера с диаф-
магистраль восходящего потока; 9— втулка
// — вихревая камера, /2 — резервуар; 13—
Рис. 8.6.
Стокса;
1 — магистраль очищенной
лампа; 4 — переключатель
рагмой; 7—трубка под давлением: 8-
клапана; 10— циркуляционная решетка;
конденсатор; 14 — электродвигатель
Содержание твердого в отдельной части может поддержи-
ваться постоянным при колебаниях подачи питания. Скорость
разгрузки нижнего продукта из каждого патрубка изменяется
в соответствии с этими колебаниями, но так как эти колебания
балансируются клапаном, то разгрузка остается почти постоян-
ной плотности.
Гидроклассификатор Дейстера — типичный гид-
равлический классификатор с разгрузкой механического типа.
Клапан разгрузки (рис. 8.7) состоит из фиксированного керами-
ческого вкладыша заданного диаметра и вторичного водного по-
тока, поступающего по циклоиде над клапаном. Система обес-
печивает постоянный поток пескового продукта из каждого пат-
135
рубка при относительно постоянной плотности. Однако любые
колебания питания вызывают изменения в характере циркуля-
ции и следовательно в составе продукта.
Гидроклассификаторы механического типа требуют более вы-
сокого уровня контроля и, таким образом, больше подходят для
небольших фабрик или для небольших потоков на больших фаб-
риках.
Применение. Многопродуктовые гидравлические класси-
фикаторы используют для подготовки питания к последующему
гравитационному обогащению. Их цель — производство двух
или нескольких продуктов, которые лучше обогащаются, чем ис-
ходный материал. За исключением очень редких случаев, они
не производят окончательный продукт.
Эффективная классификация всегда значительно улучшает
стадию последующего обогащения, и может таким образом
влиять на эффективность работы всей фабрики. Напротив, плохо
классифицированное питание может так нарушить работу фаб-
рики, что ее показатели без классификации будут лучше. Мно-
гопродуктовая классификация не должна иметь целью получить
как можно больше фракций, вместо этого следует производить
столько продуктов, сколько можно совместить с последующей
эффективной сепарацией. Это упрощает водопроводную систему,
а также управление фабрикой. Для каждой отдельной опера-
ции определяется необходимое число продуктов (до 10), хотя
оно редко превышает 5—6.
Обычно питание гидравлического классификатора необхо-
димо сгущать как для обесшламливания, так и для уменьшения
необходимой площади осаждения. Для этих целей используют
механические классификаторы и циклоны. В большинстве слу-
чаев слив гидросепаратора имеет крупность не менее 50 мкм и
часто повторно классифицируется в циклонах, при этом обеспе-
чивается один (или более) классифицированный продукт. Ти-
пичный цикл с применением гидросепаратора показан на
рис. 8.8; различные другие устройства показаны в разд. III.
Обычно эффективный многопродуктовый гидросепаратор
производит обесшламленные продукты узкого класса крупности;
j. Рис. 8.8. Различные циклы кдазснфикации, подготавливающие пита-
ние для гравитационного обогащения
W6
ТАБЛИЦА 8.1
Типичная характеристика гидросепаратора
Крупность продукта, мкм Выход нижнего продукта через патрубки, % Выход слива, %
1 2 3 4
+300 41,4 5,3 0,1 0 0
—300+250 30,8 24,8 1,9 0 0
—250+180 18,3 37,6 15,5 0,2 0
— 180+125 5,0 20,1 39,6 9,8 0,1
— 125+90 2,3 6,8 29,2 31,6 1,1
—90+63 1,2 2,6 6,5 37,4 14,1
—63 г 45 0,6 1,9 3,1 11,0 24,8
—45 0,4 0,9 4,1 10,0 59,9
действительное соотношение между диапазоном крупности каж-
дого продукта и числом этих продуктов зависит от питания,
а также от требований процесса. В табл. 8.1 приведена типич-
ная характеристика гидросепаратора.
Камера Виллогби. Это простой управляемый вручную
гидроклассификатор, в настоящее время почти исключительно
используемый в Северо-Восточной Азии при переработке олова
(см. гл. 27). Классификатор представляет собой по существу
открытый деревянный ящик длиной 600 мм, шириной 400 мм и
высотой 600 мм со сливным порогом, выступающим с меньшей
стороны. Вставное ложное днище из металлической мелкопер-
форированной пластины помещается горизонтально на высоте
150 мм от настоящего дна камеры. Во время работы вода посту-
пает в камеру через трубу у днища и поднимается через отвер-
стия в пластине, наполняя ее и переливаясь через порог. Пита-
ние вводится вручную сверху с помощью желоба. Легкая фрак-
ция выносится вверх и сливается с водой, тяжелая фракция
периодически выпускается через отверстия с одной из сторон
камеры [17[.
Конусный классификатор Ларокс-Хукки. Хотя самые совре-
менные обогатительные фабрики и используют гидроциклоны,
например в циклах измельчения, однако они не являются доста-
точно эффективными устройствами. В статье [9, 10] сказано:
«В ретроспективе появление гидроциклоча . . . следует считать
камнем преткновения для прогресса в области измельчения. Без
циклона промышленность давно бы форсировала разработки
лучшего метода разделения по крупности, чем гидравлическая
классификация. Классификация, несомненно, наименее эффек-
тивный процесс на наших фабриках».
Хукки, работая в Финляндии пришел к тому же заключению
и потратил много лет, разрабатывая устройство, подходящее для
137
Рис. 8.9. Конусный классификатор Ла-
рокс-Хукки:
1 — привод; 2 — питатель; 3 — неподвижные
лопасти; 4 — распределительные диски; 5 —
клапаны
Рис. 8.10. Различные классификатОрЫ,'
созданные в Советском Союзе , '
повторной обработки песков циклона в целях улучшения точно-
сти разделения, улучшения измельчения и уменьшения переиз-
мельчения [19—21]. Результатом этой работы является класси-
фикатор Хукки (рис. 8.9), продаваемый фирмой «Ларокс Оу»,
Финляндия.
Классификатор состоит из открытой цилиндрической верхней
секции, конической нижней секции и вертикального медленно
вращающегося механизма. Исходный материал поступает через
питающий стол к распределительным дискам. Тонкие частицы
и вода поднимаются вверх в ламинарном потоке, направляемом
стационарными рифлями в сливной патрубок. Крупные частицы
опускаются вниз и направляются в суспензию нижними лопа-
стями. Поступающая под давлением промывная вода отделяет
захваченные песковой фракцией тонкие частицы, которые, под-
нимаясь по центральной трубе, вновь поступают на распредели-
тельные диски. Промытые пески разгружаются через открытый
клапан.
Классификатор Хукки можно рассматривать как промежу-
точный между обычным однокамерным гидравлическим класси-
фикатором и простым песковым конусом, в котором централь-
ная часть удалена от вихревой зоны, дополнительно подается
вода и происходит ее нагрузка шламами, а не циркуляция.
В Советском Союзе разработаны другие устройства (рис.
8.10) различной формы для тех же целей [4].
Гидроциклоны. Несмотря на то что гидроциклон был впер-
вые запатентован Бретни в 1891 г., он только в конце 40-х годов
138
начал эксплуатироваться при переработке минералов и обога-
щении угля. Удивительно, что этот чрезвычайно многосторонний
и полезный аппарат игнорировался более 50 лет.
С момента, когда его полезность была впервые оценена, гид-
роциклон становится одним из наиболее широко применяемых
классификационных устройств в различных областях промыш-
ленности. Он также идеально подходит для математического мо-
делирования и теоретического изучения. Поэтому громадное ко-
личество литературы посвящено изучению гидроциклона [6,
11, 31].
Конструкция. В работе [12] перечислено более 30 про-
изводителей гидроциклонов в 12 странах для применения при
обогащении. Диаметр их от 10 до 1250 мм; производятся они из
разнообразных материалов. Все гидроциклоны тем не менее
сходны по конструкции с первыми аппаратами; улучшения, ко-
торые были сделаны, относятся к деталям, работе и конструк-
ционным материалам.
Обычный гидроциклон состоит (рис. 8.11) из сосуда кониче-
ской формы, открытого со стороны дна, песковой насадки с ци-
линдрической секцией, в которой имеется питающая насадка
для тангенциального ввода питания. Верх цилиндрической сек-
ции закрыт пластиной, через отверстие в которой проходит цен-
тральная труба, простирающаяся внутрь циклона, называемая
сливным патрубком.
Суспензия вводится под давлением через тангенциальный
вход, который создает вихревое движение суспензии, в резуль-
тате которого в циклоне образуется водоворот с зоной понижен-
ного давления вдоль оси. Вдоль
этой оси образуется воздушный
столб, обычно связанный с атмо-
сферой через песковую насадку.
Суспензия образует первичный
водоворот вдоль внутренней поверх-
ности цилиндрической секции, даль-
нейшая подача питания проталки-
вает водоворот в нижнюю часть
конической секции по направлению
к песковой насадке. Так как раз-
мер отверстия регулируется, только
часть потока питания, несущая
крупные частицы, может разгру-
жаться через насадку. Масса жид-
кости, несущая с собой тонкие ча-
стицы, которые выбираются из пер-
вичного водоворота, выталкивается
Рис. 8.1!. Тийичиый гидроцик-
лон
из циклона через сливной патрубок,
создавая, таким образом, вторич-
139
ный водоворот, окружающий воздушный столб. Он эффективно
выталкивает более крупные частицы обратно в первичный во-
доворот. Таким образом, разделение происходит в результате
одновременно происходящего двухстадиального процесса.
В практике применяется в основном вертикальное располо-
жение оси гидроциклона, однако, так как сообщаемая радиаль-
ная сила в несколько раз больше силы тяжести, возможна ра-
бота гидроциклона в любом наклоне, даже вверх дном, хотя это
применяется крайне редко, только для разделения материала
по крупности в лабораторных условиях.
Применение. Важность гидроциклонов для промышлен-
ной переработки минералов доказывает широкий диапазон их
применения: сгущение, извлечение твердого, извлечение жидко-
сти, фракционирование, противоточная промывка, удаление
песка, обесшламливание, классификация, селективная класси-
фикация и предварительная концентрация [32]. И хотя любой из
этих процессов важен для подготовки питания при гравитацион-
ном обогащении, описанные ниже имеют особое значение.
Обесшламливание имеет целью выделить слишком
мелкие для концентрации частицы из основного потока и улуч-
шить таким образом последующую стадию обогащения путем
уменьшения вязкости пульпы, увеличения производительности
и т. д.
В то время как при обесшламливании перед флотацией окис-
ленных минералов основной целью является полное удаление
шламов даже ценой потерь более крупного ценного компонента,
цель обесшламливания при гравитационном обогащении должна
заключаться в полном извлечении ценного компонента в пески
даже при неполном удалении шламов в слив. Это последнее тре-
бование проще удовлетворить, применяя гидроциклоны малень-
кого диаметра (50—100 мм) с максимальной возможной песко-
вой насадкой, которая менее восприимчива к забиванию круп-
ными кусками.
Классификация. Циклоны заменяют механические клас-
сификаторы во многих современных циклах измельчения вслед-
ствие их гибкости, низкой стоимости, малого размера и относи-
тельной эффективности, особенно при переработке мелкого ма-
териала.
Однако, подобно механическим классификаторам пески цик-
лонов содержат тонкие раскрытые тяжелые частицы, которые
при в возвращении в цикл измельчения, вероятно, переизмель-
чаются. Циклоны должны быть, таким образом, использованы
с осторожностью в цикле измельчения гравитационных фабрик.
Там, где возможно, следует дросселировать песковую насадку
для получения возможно более чистого нижнего продукта, даже
при повышенном выходе крупного продукта в слив, который
может быть затем выделен на шламовом грохоте.
140
Циклоны идеально подходят для предварительной класси-
фикации в циклах гидроклассификации (см. рис. 8.11) и для
классификации материала слишком тонкого для гидросепара-
тора. На некоторых фабриках стадиальное циклонирование
применяют для получения ряда продуктов для последующего
обогащения, например, на оловянной фабрике «Ренисон», Ав-
стралия (рис. 8.12) [15[.
Предварительное обогащение, использующее гид-
роциклоны или модифицированные циклоны, — одно из главных
направлений в технологии обогащения (подробно рассмотрено
в гл. 9).
В золотодобывающей промышленности Южной Африки (см.
гл. 24) гидроциклоны установлены в циклах гравитационного
обогащения по двум причинам. Они не только значительно
уменьшают объем материала, поступающего в гравитационный
цикл, а также селективно извлекают золото в пески, осущест-
вляя таким образом, предварительное обогащение.
Водный баланс. Рассмотрение процессов подготовки пита-
ния для гравитационного обогащения было бы неполным без
учета водного баланса.
Практически для любого гравитационного аппарата име-
ются оптимальные значения плотности пульпы. Например, оп-
тимальное содержание твердого для конуса Рейхерта состав-
ляет 55—60 %, для концентрационных столов — 20—25 % и
для сепаратора Бартлез-Мозли — 7—10 %. Такие устройства
чувствительны к отклонениям плотности от оптимальных зна-
чений. Аналогичным образом, аппараты чувствительны к ско-
рости потока, которая должна быть установлена в весьма уз-
ком контролируемом диапазоне.
Большинство гравитационных аппаратов требует некото-
рого добавления чистой промывной воды. Оно может быть от-
носительно мало, как в конусах, винтовых сепараторах или
шлюзах, или относительно велико, как в отсадочных машинах.
Рис. 8.12. Цикл крупной
классификации на фабрике
«Ренисон»:
1 — гидроциклоны диаметром
500 мм; 2—однокамерный
классификатор Стокса; 3 — гро-
хот DSM; 4— гидроциклоны
500 мм; 5 — классификатор Хук-
ки; 6 — гидроциклоны диамет-
ром 225 мм
На винтовые
сепараторы
На тонкую
классификацию
—\На шламовые
V/ столы
На пронпродук-
товые столы
141
Поэтому неизменно больше веды удаляется из аппарата с про-
дуктами, чем поступает вместе с питанием. Этот важный момент
часто не учитывается неосторожными проектировщиками.
Если только фабрика не имеет неограниченное снабжение
свежей водой при отсутствии ограничений по охране окружаю-
щей среды, то большая часть воды должна уходить в водообо-
рот.
Водный баланс в циклах подготовки и обогащения может
быть основной причиной как успеха, так и неуспеха опе-
рации.
Разбавление пульпы осуществляется простым добавлением
требуемого количества воды, но сгущение пульпы не всегда
просто. Периферическая разгрузка зумпфов насосов может быть
использована там, где желаемое увеличение плотности неве-
лико [23], хотя такие насосы редко применяются где-либо, кроме
промышленности строительных материалов. Там, где требуется
более значительное увеличение плотности, используются гидро-
циклоны или сгустители. Первые несомненно дешевле, но по-
следние также действуют как буфер для фабрики при пиковых
нагрузках. Механические классификаторы могут обеспечить
очень высокую плотность пульпы, если это требуется, а также
действуют как буфер.
Любое устройство, которое используется для сгущения
пульпы с целью корректировки плотности перед гравитацион-
ным обогащением, должно быть тщательно отлажено таким об-
разом, чтобы твердая фаза была полностью отделена; в против-
ном случае, требуется дальнейшая переработка слива.
Контроль плотности пульпы часто рассматривается на гра-
витационных фабриках как непозволительная роскошь. Это не
так. Эффективный контроль важен для любой гравитационной
фабрики, является ли он ручным с помощью пробоотборников
или (на более важных или больших потоках) — автоматиче-
ским.
Содержание твердого и скорость подачи пульпы могут быть
стабилизированы установлением постоянной скорости подачи
питания в начале цикла, что требует соответствующих складов
руды. Тем не менее, объединение подходящих сгустительных ем-
костей для пиковых выбросов, идеально хранящих сгущенные
(для уменьшения объема хранения) пульпы, является мудрым
фактором безопасности.
Опять же, определение скорости потока пульпы и контроль
его не является роскошью, а необходимы для оптимальной ра-
боты фабрики. Ручные изменения с помощью пробоотборников
адекватны во многих операциях, но если требуется регулярное
определение плотности или неприемлемы ручные пробоотбор-
ники, то необходимы автоматические устройства, магнитные или
ультразвуковые.
142
Как и в случае классификации или грохочения контроль и
регулирование водного баланса крайне важны. Игнорирование
их делает неэффективной работу всего предприятия.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Adorjatt, L. А. (1982). Mineral Processing. Min. Annual Review
248—9.
2. Anon (1980). Screens — New Ideas and New Machines. Min Ma<*
Oct. 299—319.
3, Armstrong, Л1. P., Atkinson, A., Jenkinson, D. E., Roberts, J. and
Turner, A. (1973). The Dry Extraction of Small Coal and Fines from Moist
Raw Coal. 6th Inter. Coal Prep. Cong. Paris.
4. Барский M. Д., Ревнивцев В. И., Соколкин Ю. В. Гравитационная
классификация зернистых материалов. М., Недра, 1974.
5. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы/Под ред.
О. С. Богданова. М., Недра, 1982.
6. Bradley, D. (1965). The Hvdrocyclone. Permagon Press—'Oxford.
330 pp.
7. Burt, R. O. (1973). Fine Sizing of Minerals. Min. Mag. 128. June
2 pp
8. de Kok, S. K. (1956). Symposium on Recent Developments in the use
of Hydrocyclones — A Review — J. Chem. Met. and Min. Soc. of S. Afr. Feb.
281—294.
9. de Kok, S. K- (1975a). Contribution to J. S. Afr. Inst. Min. and Me-
tall. May 280—287.
10. de Kok, S. K. (1975b). Fine Sizing in Milling Circuits. J. S. Afr.
Inst. Min. and Metall. Oct. 83—86.
11. Drissen, M. G. (1939). A new Process in the Washing of Coal. Re-
vue Universelle des Mines 8th Series 5 May 177—193.
12. Edmiston, K- J- (1983). International Guide to Hydrocyclbnes. World
Min. April 61—67. . 1
13. Fontein, F. J. (1954). The D. S. kM. Sievebend, a new Tool for Wet
Screening on Fine Sizes, Applications in Coal Washeries. 2nd Int. Coal Prep.
Congress. Essen.
14. Gaudin, A. M. (1939). Principles of Mineral Dressing. McGraw-Hill.
New York Chapter 8.
15. Goodman, R. H., Hylton, J. and Selby, D. W. (1982). Current Expan-
sion at the Renison Ltd. Tin mine, Tasmania. Trans. Inst. Min. and Metall.
91 A32—39.
16. Harris, С. C. (1961). Some Aspects of Screen Sizing. Columbia Eng.
Quarterly. 15(1) Nov. 18—23, 48.
17. Hasbi Hassan, A. (1982). Recovery of By-product Minerals from the
Malaysian Tin Mining Industry. Seminar on Beneficiation of Tin and Asso-
ciated Minerals. Bangkok. 23 pp.
18. Healy, J. H., Carlson, A. J., Hovland, M. L. and Marincel, G. M.
(1967). Erie Mining Company Develops Method of Screening at Very Fine
Sizes. Annual Meeting of Am. Inst. Min. Eng. Los Angeles, Feb. 18 pp.
19. Hukki, R. T. (1968). Hydraulic Classification in Gravitational and
in Centrifigual Fields. 8th Inter. Miner. Proc. Cong. Leningrad Paper C-l
P20 . Hukki, R. T. (1975). About the Ways and Means to Improve the Per-
formance of the Closed Grinding Circuit. 4th European Symp. on Communi-
cation. Nerenberg 319—330. ,, , .
21. Hukki, R. T. (1977). High Sharpness of Size Separation — the basis
for Improvement in Closed Circuit Grinding. Eng. and Min. J. 178 April
66-74.
143
22. Matthews, С. IV7. (1971). Buyers Guide to Screens. Eng. and Min. J.
Dec. 53—65.
23. Mills, C. (1978). Process Design, Scale-up and Plant Design for Gra-
vity Concentration. In Mular A. L. and Bhappu, R. B. (Eds) Mineral Pro-
cessing Plant Design AIME New York, Chapter 18 404—426.
24. Mogensen, F. (1965). A New Method of Screening Granular Mate-
rials. Quarry Managers J. Oct. 409—414.
25. Pritchard, A. N. (1980). Vibrating Screens in the Mining Industry.
Mine and Quarry 9 46.
26. Records, F. A. (1973). Sieving Practice and the Gyratory Screen.
Process Technology. 18 47.
27. Schroder, E. W. (1963). New sieve extends Fine Screening Range.
Rock Products. Sept. 137—148.
28. Stavanger, P. L. and Reynolds, V. R. (1958). Applications of the
DSM Screen. Min. Cong. J. July 48.
29. Stokes, Sir G. G. (1891). Mathemmatical and Physical Paper III.
Cambridge Univ. Press.
30. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Processing. Wiley, New
York Section 7 and 8.
31. Tarjan, G. (1953). On the Theory and Use of the Hydrocyclone.
Acta Tech. Acad. Sci. Hungary 7 359—407.
32. Trawinski, H. (1976). Theory, Applications, and Practical Operation
of Hydrocyclones. Eng. and Min. J. Sept. 115—127.
33. Wills, B. A. (1980). Factors Affecting Hydrocyclone Performance.
Min. Mag. Feb. 142—146.
34. Wills, B. A. (1981). Mineral Processing Technology 2nd Ed, Perma-
gon, Oxford Chapters 8 and 9.
35. Yakhna, V. (1968). The Problem of Fines Classification at Coal Wa-
sheries and the Feasibility of Utilizing OSO Screens for the Purpose. 8th
Inter. Miner. Proc. Cong. Leningrad Paper A-5 9 pp.
Глава 9
ТЯЖЕЛОСРЕДНАЯ СЕПАРАЦИЯ
Тяжелосредная сепарация, иначе называемая обогащением
в тяжелой среде, по существу, наиболее простой и один из наи-
более широко применяемых процессов гравитационного обога-
щения при переработке как руды, так и угля. Это — процесс,
применяющийся для разделения минералов в жидкости или ус-
тойчивой суспензии заданной плотности, большей плотности
самого легкого минерала и меньшей плотности самого тяжелого
минерала. В этом отношении тяжелосредная сепарация отлича-
ется от всех других процессов гравитационного обогащения,
где среда (в основном, вода) имеет плотность ниже, чем все
составляющие компоненты руды.
Существуют две главные области применения тяжелосред-
ной сепарации. Она может быть использована для получения
товарного продукта, например при обогащении угля (как один
из двух главных способов отделения угля от сланца) или не-
которых руд. В других случаях она может быть использована
для получения отходов, дальнейшая переработка которых не
оправдана. В последнем случае тяжелосредная сепарация при-
144
меняется для предварительного обогащения и в таком качестве
имеет особенно важное значение для извлечения алмазов и пе-
реработки руд сульфидных и окисленных металлов.
Диапазон крупности руды, обогащаемой тяжелосредной се-
парацией, достаточно велик. Верхний предел крупности соот-
ветствует раскрытию компонентов руды, хотя сепарация частиц
крупнее 300 мм не является общепринятой. Нижний предел
крупности принимается 0,5 мм (для динамической тяжелосред-
ной сепарации), однако он в большей степени зависит от эф-
фективности классификации и извлечения среды, чем от самого
процесса.
Магнитогидростатическая сепарация, использующая пара-
магнитные жидкости для получения среды высокой плотности
и имеющая некоторое сходство с тяжелосредной сепарацией,
описана в гл. 17.
Принципы. В принципе тяжелосредная сепарация — наибо-
лее простой из всех процессов гравитационного обогащения и
один из тех, которые могут быть точно воспроизведены в лабо-
ратории. В гл. 2 рассмотрено использование сепарации в тяже-
лых жидкостях как первой операции механической обработки
при разработке схем гравитационного обогащения. В таких
случаях применяются тяжелые жидкости, в основном высоко-
токсичные. В промышленных условиях это невозможно, и по-
этому там применяют суспензии.
При статической сепарации основной разделяющей силой
является сила тяжести, а противодействующей — сопротивле-
ние вязкостному сдвигу. Если частицы различных плотности и
крупности помещаются в неподвижный сосуд, наполненный ис-
тинной жидкостью с плотностью, промежуточной между плот-
ностью наиболее тяжелой и легкой частиц, то частицы с плот-
ностью, соответствующей плотности жидкости, будут находиться
во взвешенном состоянии. Все другие частицы через данный до-
статочный промежуток времени либо потонут, либо всплывут
(если они не так малы, чтобы для них броуновское движение
оказалось существенным). За исключением очень крупных ча-
стиц, скорость погружения или всплывания тяжелых или легких
частиц определяется законом Стокса (см. гл. 6) и зависит от
крупности частицы, различия в плотности между твердым и
жидкостью и обратно пропорциональна вязкости жидкости.
Какое-то ограниченное время частицы с плотностью, наиболее
близкой к плотности жидкости, будут, по-видимому, «плавать»
в жидкости и должны быть отнесены к промпродукту. Таким
образом, воздействие на более тонкие частицы проявляется
раньше, чем на более крупные.
В промышленности, в основном, используют суспензии срав-
нительно стабильные, имеющие небольшую скорость осажде-
ния. В неподвижной ванне градиент плотности небольшой,
145
увеличивающийся ко дну. Однако течения, связанные с движе-
нием частиц внутри ванны или с движением самого сосуда,
будут уменьшать осаждение суспензии до минимума.
При динамической сепарации силы, разделяющие тяжелые
и легкие частицы, значительно больше. В типичном циклоне
центробежная сила, действующая на частицу на входе, в 20 раз
выше, чем сила тяжести в неподвижной ванне [55]; к тому же
она на порядок выше у песковой насадки. Эта возрастающая
сила действует не только на разделяемую руду, но и на среду,
и плотность среды, вытекающей через песковую насадку (тя-
желая фракция), значительно выше, чем на входе. Наоборот,
плотность среды у сливного патрубка (легкая фракция) зна-
чительно ниже, чем на входе.
Тяжелосредная сепарация, контролируемая должным обра-
зом, имеет высокую точность разделения при плотности в пре-
делах выбранной среды и очень высокую эффективность, даже
в присутствии большой доли минералов близкой плотности.
Плотность сепарации можно тщательно регулировать при обыч-
ных условиях с погрешностью до 5 кг/м3, но также можно бы-
стро изменять, если требуют новые условия процесса.
Процесс. Как и большинство других процессов гравитаци-
онного обогащения, тяжелосредная сепарация является скорее
системой, чем единичным процессом. Эффективная и экономич-
ная работа системы обусловлена серией взаимосвязанных про-
цессов: подготовка питания, подача питания и среды, разде-
ление тяжелых и легких частиц в подходящем сосуде, выделение
продукта, регенерация среды.
Эти различные стадии проиллюстрированы циклом типичной
тяжелосредной сепарации (рис. 9.1).
При проведении процесса питание следует подвергать гро-
хочению для отделения тонких частиц и шламов до подачи
с регенерированной средой в аппарат для разделения. Тяжелую
и легкую фракции удаляют раздельно и отделяют от среды на
неподвижных и вибрационных грохотах; среду или непосредст-
венно возвращают в систему, или предварительно очищают.
Затем легкую и тяжелую фракции промывают на вибрацион-
ных грохотах для удаления оставшейся налипшей тяжелой
среды.
Подрешетные продукты промывочных грохотов, состоящие
из среды, промывной воды и шламов, слишком разбавлены и
загрязнены для того, чтобы их вернуть прямо в процесс в ка-
честве среды. Их обрабатывают раздельно или совместно на
магнитных сепараторах для отделения магнитного ферросили-
ция или магнетита от немагнитных шламов. Восстановленную,
очищенную среду сгущают до требуемой плотности в соответ-
ствующем классификаторе и непрерывно возвращают в цикл
сепарации. Уплотненная среда проходит через размагничиваю-
146
Рис. 9.1. Типичный цикл тяжелосредной сепарации:
/ — грохот для подготовки питания; 2— тяжелосредный сепаратор; 3 — дренажно-про-
мывочный грохот для легкой фракции; 4 — дренажно-промывочный грохот для тяже-
лой фракции; 5 — зумпф тяжелой среды; 6 — зумпф разбавленной тяжелой среды; 7 —
магнитный сепаратор; 8 — спиральный классификатор; 9 — размагничивающий аппарат;
А — немагнитные шламы; В — оборотная вода; С —руда; тяжелая и легкая фракции;
Д — тяжелая среда; В — разбавленная тяжелая среда
щую катушку, что обеспечивает получение нефлокулнрованной,
однородной суспензии [31, 66].
Весь цикл целиком используется для целей проектирования
и для работы. Оборудование для каждой стадии следует под-
бирать с запасом как производительности, так и эксплуатаци-
онных качеств.
Один из существенных компонентов процесса тяжелосред-
ного обогащения — сама среда. Правильный выбор среды и ее
эффективный контроль в отношении как консистенции, так и
физических параметров весьма существенны для эффективного
действия системы.
Среда в идеальном случае должна быть истинной тяжелой
жидкостью, стабильной, нетоксичной, имеющей низкую вязкость,
легко смешиваемой с водой и, следовательно, способной регу-
лировать плотность, а также относительно дешевой [48]. Такой
утопической среды не существует. Тяжелые жидкости, которые
приемлемы для лабораторного использования, не могут быть
использованы в промышленности из-за высокой токсичности и
стоимости, однако разработано множество разнообразных сред,
более или менее соответствующих идеалу.
Практически промышленная среда должна быть доступной
по количеству или иметься около места потребления; относи-
тельно недорогой, нетоксичной, не корродировать оборудование,
образовывать стабильные смеси с водой, не слишком изменять
свои физико-химические свойства, смешиваться полностью с во-
147
1
вида среды:
хлорид каль-
для тяжело-
время рабо-
дой, отмываться от продуктов струей воды под давлением, спо-
собной к регенерации, регулируемой в диапазоне плотности [68].
Кроме органических жидкостей имеются три
растворы солей, суспензии и аутогенная среда.
Растворы солей. Растворенные соли, такие как
ция в воде и рассолы, могут быть использованы
средной сепарации угля. В Великобритании одно
тали три углеобогатительные фабрики с использованием вы-
паривания, как метода регенерации раствора. Высокие эксплуа-
тационные затраты привели к закрытию фабрик.
В США хлоридный процесс Белкнап имел некоторый про-
мышленный успех. Разработанный в 1935 г., использовался для
разделения угля и сланца при эффективной плотности 1400—
1600 кг/м3, хотя действительная плотность раствора была
1140—1250 кг/м3. Различие между действительной и эффектив-
ной плотностью обусловлено контролируемой рециркуляцией
среды и направленными вверх потоками, вызываемыми погру-
женным импеллером.
Суспензия определяется как любая жидкость, в которой дис-
пергированы и поддерживаются во взвешенном состоянии твер-
дые частицы, нерастворимые в воде. Устойчивость суспензии,
использованной в тяжелосредной сепарации, колеблется от
почти стабильной (ферросилициевая) до очень нестабильной
(в конусе Чанса).
Пределы плотности разделения колеблются от 1350 кг/м3
для угля до 3800 кг/м3 в некоторых случаях при переработке
железных руд [64]. Чтобы суспензия была стабильной, но не
вязкой в этом интервале плотности, требуется поддерживать
баланс между плотностью твердого, его объемной концентра-
цией и его диапазоном крупности.
Кажущаяся плотность сц водной суспензии в зависимости
от плотности оа твердых частиц может быть рассчитана при
любой концентрации $ (%) твердого по уравнению
- _ 100
. сц =---------------
s/afl + (100 — s)
Из этого уравнения видно, что кажущаяся плотность сус-
пензии является функцией как плотности используемого твер-
дого, так и концентрации его в суспензии.
По мере того, как концентрация твердого увеличивается, ка-
жущаяся плотность пульпы приближается к плотности твер-
дого. Однако существует практический предел концентрации
твердого, так как важно, чтобы вязкость суспензии не была
слишком высокой.
Показано [24], что ниже критической объемной концентрации
твердого, колеблющейся от 17 % для кварца до 30 % для тон-
коизмельченного свинца, суспензия свободно течет и действует,
148
(9.1)
по существу, как простая ньютоновская жидкость. Выше этой
критической концентрации, кажущаяся вязкость суспензии бы-
стро увеличивается с увеличением концентрации до гранич-
ной— около 45 % для всех суспензий с частицами различной
плотности, но одинаковой крупности.
В области между критической и граничной концентрацией
суспензия является неньютоновской и необходимо приложить
определенное минимальное усилие, чтобы произошел сдвиг и
началось движение частиц. Следовательно, маленькие частицы
или такие, плотность которых близка к плотности среды, неспо-
собны преодолеть сопротивление среды. Для этого следует или
увеличить силу сдвига, действующую на частицу, или умень-
шить кажущуюся вязкость суспензии. Силу сдвига можно уве-
личить, заменив силу тяжести центробежной силой. Действие
вязкости можно уменьшить перемешиванием среды, заставля-
ющем элементы жидкости сдвигаться относительно друг друга
(см. гл. 5).
Потенциальный метод уменьшения вязкости очень плотной
среды, испытанный в Советском Союзе, заключается в наложе-
нии высокочастотной вибрации на неподвижную ванну со сре-
дой, что, как предполагается, увеличивает максимальную плот-
ность разделения, которая в настоящее время может быть до-
стигнута.
Уравнение (9.1) показывает также, что плотность суспензии
является функцией плотности утяжелителя среды и, следова-
тельно, среда, состоящая из твердого вещества с высокой плот-
ностью, имеет более высокую плотность при ограниченной объ-
емной концентрации, чем суспензия, состоящая из твердого ве-
щества более низкой плотности.
Крупность частиц, составляющих среду, также важна, так
как отмечено ее влияние на взаимосвязь плотности суспензии
и ее вязкости. При данной плотности более крупные частицы
создают более низкую кажущуюся вязкость. Однако, как пока-
зано в гл. 8, конечная скорость осаждения крупной частицы
значительно выше, чем мелкой при одинаковой плотности.
Стабильность суспензии также зависит от содержания твер-
дого. При пониженном содержании твердого происходит
свободное падение частиц. По мере его увеличения, и следо-
вательно, кажущейся плотности суспензии, происходит стес-
ненное падение и, возможно ее «колебание». Стабильность сус-
пензии можно увеличить, добавив немного глины или другого
коллоидного материала. Однако такие добавки увеличивают
вязкость суспензии и усложняют регенерацию среды. Для улуч-
шения стабильности вместо глины могут быть использованы
растворимые гетерополисахариды (Патент США № 3857489).
Следовательно, более крупные частицы среды убыстряют
осаждение твердого, создавая менее стабильную суспензию, но
149
обеспечивая низкую вязкость при более высоких концентрациях.
Наоборот, чем тоньше частицы среды, тем стабильнее суспен-
зия, но и более вязкая при высоких концентрациях пульпы.
Чем труднее сепарация, тем среда должна быть стабильнее
с низкой вязкостью при плотности разделения и обеспечивать
минимальное колебание плотности среды. При легкой сепара-
ции колебания плотности могут быть больше, не влияя на ре-
зультаты разделения. Например, при сепарации угля плотно-
стью 1400 кг/м3 из отходов плотностью 2500 кг/м3 не должно
быть проблем даже в условиях большого колебания плотности
и вязкости.
Однако в более трудном случае, если высоко содержание
материалов близкой плотности (например 1450—1550 кг/м3),
требуются очень точное разделение и очень малые колебания
плотности [68].
Крупность утяжелителя в некоторой степени определяется
диапазоном крупности перерабатываемой руды. Крупная руда
(3—500 мм), в основном, перерабатывается в аппаратах ста-
тического разделения, а мелкая (0,5—25 мм)—в аппаратах
динамического (или центробежного) разделения.
Это влияет на выбор среды, так как при динамической се-
парации требуется более стабильная и, следовательно, более
мелкая среда, так как большие силы, действующие в этом слу-
чае, увеличивают сгущение среды и создают большие различия
в плотности [15]. Динамические аппараты меньшего диаметра
требуют более тонкой среды, так как они генерируют боль-
шие силы сдвига и увеличивают тенденцию среды к сегре-
гации.
Более точное научное исследование роли среды в тяжело-
средной сепарации приведено в гл. 5.
Материал для суспензии. Тяжелая среда для про-
мышленной сепарации готовится из разнообразных материалов,
таких как глина, кварц, сланец, галенит, магнетит и ферроси-
лиций.
В процессе Барвой, разработанном в Нидерландах в 30-х го-
дах, используется смесь глины (2300 кг/м3) и тонкоизмельчен-
ного барита (4200 кг/м3) в соотношении 2:1, разбавленной до
плотности около 1800 кг/м3. Суспензия очень стабильна, обес-
печивает высокую точность разделения. Регенерация среды со-
стоит из удаления тонкого угля флотацией [58].
Галенит использовался на первых фабриках «Хантингтон-
Хеберлейн» при руднике Хэлкин, а также в Северной Америке,
где его применяли свыше 30 лет на фабрике «Салливан» фирмы
«Коминко» в Британской Колумбии, Канада [37]. Галенит —
мягкий легко шламующийся материал, для его регенерации тре-
буется флотация и, если он не является составной частью руды,
то процесс дорог.
150
Имеется тенденция к использованию материалов, которые
могут быть регенерированы магнитным способом. В настоящее
время наиболее используемые материалы — магнетит и ферро-
силиций.
Магнетит плотностью 5000—5200 кг/м3 был впервые исполь-
зован в 1922 г., затем в последующие 16 лет не использовался
и был повторно открыт фирмой «Цианамид», США [3]. Магне-
тит наиболее часто используется в качестве утяжелителя среды
при обогащении угля. При практически максимальной эффек-
тивности плотности суспензии 2500 кг/м3 он может быть также
использован для разделения некоторых более легких материа-
лов, таких как брусит, графит, гипс и т. д., не не пригоден для
статической сепарации из-за всплывания обычных породных
минералов.
Однако, в динамических системах, где эффективная плот-
ность сепарации у песковой насадки выше, чем плотность пи-
тания, магнетит может быть успешно использован. В первой
динамической системе для извлечения алмазов на предприятии
Вильямсон Майн, Танзания, в качестве среды использован из-
мельченный шведский магнетит [12]. При плотности питания
1900 кг/м3 и отношении руды к среде 1:7 плотность у песко-
вой насадки составляет 2700 кг/м3 и свыше 99,5 % питания на-
правляется в отходы.
Ферросилиций — сплав железа и кремния — плотностью
6700—6900 кг/м3 получил широкое распространение как наибо-
лее приемлемая среда для сепарации руды в диапазоне плот-
ности 2500—4000 кг/м3.
Ферросилиций, содержащий 14—16 % кремния, имеет опти-
мальные свойства. Если содержание кремния менее 14%, то
его плотность и магнитные свойства улучшаются, но сопротив-
ление коррозии быстро уменьшается. При содержании кремния
свыше 16 % коррозионная устойчивость сплава улучшается не-
значительно, но магнитные свойства и плотность ухудшаются
[15].
Применяются, по существу, две формы ферросилиция: из-
мельченный и гранулированный. Для получения измельченного
ферросилиция стальной лом и кварц расплавляют и восстанав-
ливают в дуговой печи. Жидкий сплав выпускают в песок для
охлаждения, затем рубят его на куски, дробят в две стадии и
измельчают до требуемой крупности.
Для получения гранулированного ферросилиция расплав из
печи распыляют паром и охлаждают водой. Гранулированный
ферросилиций состоит, главным образом, из округлых частиц,
и обеспечивает получение суспензии низкой вязкости с высокой
плотностью сепарации [12]. Предельная плотность измельчен-
ного ферросилиция 3300 кг/м3, а гранулированного — более
3900 кг/м3 [64].
151
ТАБЛИЦА 9.1
Гранулометрический состав [% по массе] некоторых типичных образцов
ферросилиция
Крупность, мкм Измельченный Г ранулироваииый
65D 100D 150D 270D Обычный мелкий Циклон 60 Циклон 40
+210 1 1
—210+150 2 — — — 7 — —
— 150+105 5 1 1 — 10 2 —
— 105+74 12 4 1 — 15 5 2
—74+44 35 30 23 10 22 20 8
—44 45 65 75 90 45 73 90
Как измельченный, так и гранулированный ферросилиций
имеют различный гранулометрический состав (табл. 9.1).
Коррозия ферросилиция может вызвать высокие потери и
разрушение среды, которое ведет к увеличению ее вязкости.
Добавка смеси боракса и нитрита натрия к среде позволяет
преодолеть эту проблему.
Хотя гранулированный ферросилиций значительно дороже
измельченного, его более высокая плотность и низкая вязкость
обеспечивают большую эффективность сепарации при малых
потерях среды. При более низкой плотности разделения в диа-
пазоне 2200—2900 кг/м3 для уменьшения стоимости ферросили-
ций смешивают с магнетитом. Однако отмечено [12], что более
твердый ферросилиций истирает мягкий магнетит, увеличивая
потери среды.
С другой стороны спектра плотности находится кварц, ис-
пользуемый в процессе Чанса для сепарации угля. Применяе-
мый в этом процессе кварц такой крупный, что для его под-
держания в суспензии требуется дополнительное перемеши-
вание.
Аутогенная среда. Два процесса используют аутогенную
среду для сепарации. В процессе Стрипа [57] аутогенная среда
из тонкого магнетита и песка сдирается с питания; ее эффек-
тивная плотность в необходимом диапазоне регулируется по-
дачей воды.
В циклоне, использующем смесь с водой или только воду,
пульпа сама по себе действует как среда. В зависимости от
формы циклон может работать как классифицирующий аппа-
рат или как псевдотяжелосредный сепаратор.
Подготовка питания. Важность эффективной подготовки пи-
тания невозможно переоценить. Ее цель — подача раскрытого
материала питания в аппарат для разделения при удаленных
шламах и постоянном низком содержании влаги.
152
Предварительные этапы подготовки руды и угля состоят из
необходимых стадий открытого или замкнутого цикла дробле-
ния до крупности эффективного раскрытия минералов, и если
необходимо, т. е. для глинистых руд, дезинтеграции глины
в скрубберах. Так как обычно между дробильной фабрикой и
цехом тяжелосредного обогащения имеется приемлемый запас
мощности в виде бункеров или открытых складов, то не требу-
ется полной совместимости оборудования по производительно-
сти. При переработке выветрелых руд единственной требуемой
предварительной стадией может быть дезинтеграция глины.
Подготовка питания состоит из эффективного грохочения
для удаления шламов и воды. Очень важно удалить большую
часть шламов и мелочи, так как их избыток накапливается
в цикле регенерации среды и увеличивает вязкость среды до
значения, отрицательно влияющего на эффективность разде-
ления.
Скорость накопления шламов в среде, очевидно, определя-
ется соотношением эффективности извлечения среды и ее очи-
стки. Если вся среда очищается каждый раз после прохожде-
ния системы тяжелосредного обогащения, то вообще нет необ-
ходимости удалять шламы, однако цикл очистки среды должен
быть, по крайней мере, утроен, чтобы справиться с дополни-
тельной пульпой, и соответствующее увеличение капитальных
и эксплуатационных затрат сдерживает применение такого ре-
шения этой проблемы [12]. Тем не менее динамическая тяжело-
средная сепарация угля применяется все меньше, хотя без пред-
варительного грохочения и получила некоторое распростране-
ние в США. Обеспечивая в питании умеренное и постоянное
содержание шламов, можно обогащать уголь при крупности
вплоть до 0,15 мм [60], хотя и со значительно более сложными
циклами регенерации среды.
Принимая во внимание то, что для большинства циклов тя-
желосредного обогащения только часть среды очищается при
каждом прохождении через систему, то необходимо уменьшать
содержание шламов крупностью — 75 мкм не менее 2 %.
Другой, также важной функцией подготовки питания грохо-
чением является уменьшение содержания в нем воды до по-
стоянного низкого значения. Избыток воды в питании разбав-
ляет среду и таким образом уменьшает эффективную плотность
сепарации. Обеспечив стабильность скорости подачи как пита-
ния, так и свежей воды, следует компенсировать влияние до-
полнительной воды регулированием плотности циркулирующей
среды. Однако, очевидно, предпочтительнее уменьшить подачу
свежей воды до постоянного минимума.
Вибрационные грохоты с горизонтальной декой, предпочти-
тельнее, так как они обеспечивают более эффективное обезво-
живание, чем наклонные грохоты. Грохот должен быть доста-
153
F
точно широким для получения тонкого слоя материала на про-
сеивающей поверхности, чтобы обеспечить эффективное грохо-
чение и промывку, и достаточно длинным, чтобы обеспечить
хорошее обезвоживание после промывки орошением. Длину гро-
хота 3 м можно считать минимальной даже для малотоннаж-
ных процессов, но требуется увеличить его длину до 4,88 м
в основном, если содержание мелочи в питании значительно
или если слой материала на грохоте имеет толщину в несколько
частиц, или если очистка просеивающей поверхности затруд-
нена [68].
Преимущества грохотов с одной декой заключаются в лег-
ком доступе к деке для ремонта и водного орошения, простоте
эксплуатации. Однако при большом различии между верхней
границей крупности частиц и крупностью сепарации, как часто
бывает в случае динамической тяжелосредной сепарации, срок
службы такого грохота ограничен и поэтому требуется двух-
дечный грохот.
Альтернативным подходом является двухстадиальное грохо-
чение. В некоторых сложных процессах следует предпочесть
удаление основной массы шламов сухим грохочением перед мок-
рым грохочением. Этот способ применяется на одной из самых
крупных фабрик тяжелосредного обогащения в мире — «Ма-
унт-Айза», Австралия [46], где установлены грохоты Могенсена
для сухого грохочения перед суперкритическими мокрыми гро-
хотами.
Часто, особенно для отделения тонкого материала перед
динамической тяжелосредной сепарацией, используют перед
вибрационными грохотами неподвижные грохоты для предвари-
тельной промывки, а также для уменьшения нагрузки на вибра-
ционный грохот.
Расход промывной воды, используемой на подготовительном
грохоте, зависит от природы руды и содержания глины, связан-
ной с ней. Существует значительное различие между промыв-
кой материала при небольшом содержании или отсутствии ме-
лочей и мокрым грохочением глины [56]. Расход воды может
быть от 1000 до 2500 л/т питания. Брызгала расположены,
в основном, в первой половине грохота по длине, во второй по-
ловине происходит обезвоживание материала. По возможности
для орошения должна быть использована свежая вода, а обо-
ротная применяется как водная завеса.
Подача питания. В циклах статической тяжелосредной сепа-
рации система подачи питания состоит в основном из желоба
от подготовительного грохота к разделительному аппарату, воз-
можно, с промежуточным конвейером и (или) с промежуточным
бункером, если этого требует расположение системы.
В циклах динамической тяжелосредной сепарации, аппарат
для разделения требует постоянства питания при постоянном
154
заданном давлении. Подача питания самотеком из промежу-
точной емкости предпочтительнее прямой подачи питания и
среды насосом по следующим причинам [12]:
система питания самотеком создает постоянное падение дав-
ления в аппарате (если плотность среды поддерживается на
постоянном уровне) и не зависит от эффективности работы на-
соса, изменяющейся с его износом;
исключено превышение уровня суспензии;
необходимо перекачивать только среду, питание само транс-
портируется к питателю, что уменьшает как затраты на насосы,
так и их износ.
Эти преимущества, в основном, перевешивают тот недоста-
ток, что при питании самотеком требуется дополнительная вы-
сота сооружений.
Аппараты для разделения. Принимая во внимание очень ши-
рокое применение тяжелосредной сепарации, особенно при обо-
гащении углей, неудивительно, что существует много конструк-
ций промышленных тяжелосредных сепараторов. Отмечено [56],
что, по крайней мере, 74 вида сепараторов эксплуатируется
в настоящее время.
Аппараты подразделяют на два основных вида: статические
и динамические. Между ними имеются некоторые различия,
хотя основные принципы остаются те же: легкие частицы всплы-
вают, а тяжелые — тонут. В статических аппаратах проводится
разделение частиц крупнее 3 мм при обычной силе тяжести,
а в динамических — более мелкие (менее 0,5 мм) при повышен-
ной силе тяжести. Статические аппараты содержат значительно
больше среды, чем динамические, следовательно, время нахож-
дения частиц в первых больше, чем во вторых.
Статические аппараты подразделяют на конусные, барабан-
ные, корытные и комбинированные. Питание, в основном, вво-
дится у вершины разделительного аппарата. Легкая фракция
всплывает на поверхность и удаляется через порог с частью
среды с помощью или без помощи скребков. Способы удаления
тяжелой фракции различны в разных типах оборудования. Из
конусных сепараторов тяжелая фракция удаляется с помощью
внутреннего или внешнего эрлифта, насоса или ковшового эле-
ватора; барабанных — с помощью лифтеров, установленных
внутри барабана; корытных — ковшовым элеватором или шне-
ком. Из комбинированных аппаратов тяжелая фракция, осаж-
дающаяся в сравнительно мелкую неподвижную ванну, удаля-
ется устройством, находящимся вне ее.
Конусные сепараторы идеально подходят для переработки
крупных (100—3 мм) углей, особенно в США, так как они легче
справляются с большим объемом легкой фракции, но менее при-
годны при больших объемах тяжелой фракции. Барабанные и
корытные сепараторы, однако, более приспособлены к перера-
155
ботке больших объемов тяжелой фракции, что делает их попу-
лярными при передаче минерального сырья, содержащего до
80 % тяжелой фракции [66], и на европейских углеобогатитель-
ных фабриках, где питание часто содержит свыше 50 % тяже-
лой фракции. Диапазон крупности материала, приемлемого для
неглубоких корытных сепараторов, составляет от 1 м до 6 мм.
Динамические сепараторы при подходящей конструкции на-
садок способны перерабатывать материал с самым разным от-
ношением легкой и тяжелой фракций.
Для сепараторов всех типов существуют определенные ос-
новные требования, чтобы процесс сепарации был эффектив-
ным: высокая удельная производительность на единицу пло-
щади; эффективные подача питания и удаление продуктов; ми-
нимальная циркуляция среды; минимальные гидравлические
потоки внутри аппарата (трудно достижимо в динамических
системах); способность принимать частицы большого диапа-
зона крупности, формы и плотности, но разделять их при этом
только на основе плотности.
В табл. 9.2 перечислены сепараторы, применяемые для обо-
гащения руд и угля.
Конусные сепараторы. Аппараты конусного типа были пер-
выми успешно применяемыми в промышленности для тяжело-
средной сепарации, начиная с конуса Чанса в 1917 г. Они
также были первыми аппаратами, использующими галенит,
а затем магнетит в качестве утяжелителя среды.
Конус Чанса [11, 48, 58] отличается от большинства дру-
гих тяжелосредных сепараторов тем, что в нем используется
очень нестабильная среда из песка крупностью 150—500 мкм.
ТАБЛИЦА 9.2
Некоторые тяжелосредные сепараторы
Статические Динамические
Глубокие коиусиые Барабанные Корытные Мелкие комбини- рованные Центробежные
Чанс Барвойз Глубокий Тро- мпа В емко Хантиндон-Хе- берлейн Мойка Херст В емко ооск-зо Теска Хардиндг Линк-Белт Бретби Снайл Нэлдко Ванна DSM МакНэлли Ло- Фло Мелкий Тром- па Ридли Шоулз ОСС Хэйл энд Пэт- терсон Дрюбой Норволт Циклон DSM Циклон Свирл Ворсил Дайна Вайэрл- пул Три-Фло Водный циклон Висман-Трикон
156
Рис. 9.2. Конус Чанса:
/ — вращающаяся мешалка; 2 — ло-
пасти; 3 — разгрузочный бункер тя-
желой фракции: А, В, С — точки
подачи воды; Д, Е — точки подачи
песка и воды
Песок поддерживается в суспензии медленно вращающейся ме-
шалкой и восходящим потоком воды (рис. 9.2), аналогично
вихревой колонне гидросепаратора.
Относительное значение перемешивания и гидравлической
воды зависит от требуемой плотности сепарации. При пони-
женной плотности сепарации (1400—1500 кг/м3) гидравличе-
ская вода имеет большее значение, а при более повышенной
плотности (выше 1700 кг/м3), где меньше воды должно быть
добавлено, перемешивание становится главным. Расход гид-
равлической воды — главный механизм регулирования плотно-
сти в конусе.
Расход воды на 1 м2 поверхности цилиндрической секции
составляет около 0,1—0,25 м3/мин, что эквивалентно восходя-
щему потоку воды 2—5 мм/с, что на порядок ниже, чем ко-
нечная скорость осаждения даже самых мелких, самых легких
обрабатываемых частиц. Плотность среды, а не гидравлическая
вода поддерживает механизм разделения.
Однако гидравлическая вода производит некоторую сепара-
цию, особенно плоских, частиц как по крупности, так и по
плотности.
В процессе сепарации сырой материал поступает в верхнюю
часть конуса, параллельно потоку среды. Легкие частицы
всплывают в среде на уровень 100 мм ниже поверхности воды;
тяжелые частицы опускаются в ванну. Под действием мешалки
легкие частицы проходят около 3/4 окружности ванны перед
тем как перелиться через загрузочный порог и выносятся
с большим объемом среды, отделяемой затем от легкого про-
дукта дренированием и орошением.
Тяжелые частицы осаждаются через поднимающуюся среду
к системе двух бункеров со шлюзовым воротом для их удале-
ния. В некоторых вариантах имеется труба для удаления пром-
продукта. Медленный восходящий поток со дна конуса и бо-
лее интенсивный поток в верхней части конуса создают среду
157
с различной плотностью: высокой у дна и низкой у вершины.
Верхняя зона может быть настроена на плотность 1450 кг/м3,
а нижняя — на 1700 кг/м3. Таким образом, материал плотно-
стью менее 1450 кг/м3 всплывает, а материал плотностью более
1700 кг/м3 осаждается, проходя через обе зоны. Промпродукты
плотностью 1450—1700 кг/м3 концентрируются между этими
зонами, где расположена труба для сбора промпродуктов. Под
действием поднимающегося потока песка и воды промпродукты
передвигаются по направлению к трубе и проталкиваются через
нее.
Ванна Барвойз, созданная Де Воойсом, Нидерланды
[58], работала на смеси барита с глиной, обеспечивая стабиль-
ную суспензию с плотностью разделения 1300—1600 кг/м3.
Расход среды составлял 1300—1600 кг/т. Позднее ванны Бар-
войз были сконструированы для использования магнитной
среды [48].
Ванна имеет форму перевернутой пирамиды (рис. 9.3). Лег-
кая фракция перемещается через ванну к разгрузочному по-
рогу, а тяжелые частицы удаляются со дна ковшовым элева-
тором.
Глубокая ванна Тромпа (рис. 9.4). Процесс Тромпа,
также разработанный в Нидерландах [50], был первым, ис-
пользовавшим в качестве среды магнетит. В то время как
в других системах стараются поддерживать плотность суспен-
зии в ванне постоянной, чтобы осуществить точное разделение
при требуемой плотности, система Тромпа использует посте-
пенное увеличение плотности от верхней части ванны ко дну.
Среда различной плотности подается разными элеваторами
с одной стороны ванны (питающей) и течет поперек ванны
к выходным отверстиям с другой стороны ванны. В это время
происходит некоторое смешение слоев разной плотности. Лег-
Тяжелая франция
Рис. 9.3. Ванна Барвойз:
] — промывочный грохот; 2 — элеватор для
тяжелой фракции; 3 — сосуд
Рис. 9.4. Глубокая ванна
Тромпа:
1 — ковшовый элеватор; 2 — па-
трубки для подачи среды
кая фракция сгребается поперек поверхности ванны, а тяже-
лая тонет, проходя через слои разной плотности к разгружа-
ющему ковшовому элеватору. Промпродукт, имеющий проме-
жуточную плотность, тонет на глубину, зависящую от его плот-
ности и градиента плотности среды. Поперечный поток среды
продвигает его к промпродуктовому конвейеру [48].
Глубокий конус Вемко (рис. 9.5), широко используе-
мый для обогащения минерального сырья, состоит, по суще-
ству, из конической емкости диаметром до 6 м с помещенной
внутрь мешалкой, поддерживающей среду в виде однородной
суспензии и способствующей перемещению всплывшего про-
дукта к периферии конуса, где он переливается через порог
с частью среды.
Тяжелая фракция удаляется со дна внутренним эрлифтом
или насосом. Часть среды удаляется из тяжелой фракции дре-
нированием и возвращается на различные уровни внутрь ко-
нуса.
Вследствие большого объема среды в конусе и однородно-
сти плотности, создаваемой лопастями, цикл исключительно
стабилен. Благодаря геометрии аппарата время разделения
относительно большое, что способствует медленному осажде-
нию даже мелких частиц близкой плотности (разность плотно-
сти ± 100 кг/м3).
Барабанные сепараторы. Барабанные сепараторы — распро-
страненное оборудование для тяжелосредной сепарации руд и
угля в интервале крупности 5—250 мм.
Барабанные сепараторы, как видно из названия, представ-
ляют собой вращающийся цилиндрический барабан, оснащен-
ный внутри лифтерами для удаления тяжелой фракции.
Рис. 9.5. Глубокий конус Вемко:
а —с внешним насосом; б — с эрлифтом
159
Рис. 9.6. Барабан Вемко:
а—система, использующая одну плотность разделения с получением двух продуктов
и циркуляцией перелива (приспособлена для крупных частиц): б — система, использую-
щая две плотности разделения с получением трех продуктов; I — отделение низкой
плотности; II — отделение высокой плотности
Барабан Вемко (рис. 9.6)—типичный сепаратор бара-
банного типа — может быть использован для разделения на
два или три продукта. В односекционном барабане (см. рис.
9.6, а) происходит разделение на два продукта при одной плот-
ности. В двухсекционном барабане имеется радиальная пере-
городка, разделяющая его на два отделения, каждое из кото-
рых действует независимо. В последнем случае сепаратор мо-
жет работать в двух режимах:
двойной плотности — свежий материал поступает в первое
отделение со средой с более низкой плотностью; потонувший
продукт с помощью лифтеров поступает во второе отделение
для разделения при более высокой плотности (см. рис. 9.6,6);
одной плотности — одно и то же питание или питание, раз-
личающееся по крупности самостоятельно поступает в каждое
отделение со средой с одинаковой плотностью [44].
Продольные перегородки внутри барабана отделяют легкие
частицы на поверхности среды от тяжелых, которые переме-
щаются лифтерами. Относительно небольшая глубина среды
в барабане по сравнению с конусным сепаратором, минимизи-
рует осаждение частиц среды, что дает однородную плотность
на всем протяжении барабана.
Система ООСК-ЗО — советский аналог барабана Вемко
и так же может быть использован для двух- или трехпродук-
товой сепарации.
Сепаратор Теска был создан в ФРГ в 1959 г., где
его и в настоящее время производит фирма «Гумбольдт Ве-
даг», в основном, для угольной промышленности [44].
Сепаратор состоит (рис. 9.7) из медленно вращающегося ко-
леса с лопастями, находящегося в неподвижной ванне с откры-
тым дном, в которую подается среда. Легкие частицы текут
через ванну, подгоняемые при необходимости лопастями, и раз-
гружаются через широкий порог в плотно пригнанный первич-
ный дренирующий грохот. Тяжелые частицы опускаются через
среду в ковш колеса, который выносит тяжелую фракцию в раз-
грузочный желоб.
160
1
Рис. 9.7. Сепаратор Теска:
/ — патрубки для среды; 2 — колесо с лопастями; 3 —разгрузчик тяжелой фракции;
4 — приводной электродвигатель; 5 — уплотнение; 6 — ванна для разделения; 7 — ло-
пасти
Одна из особенностей сепаратора Теска — контролируемый
нисходящий поток среды, сливающейся через перфорированное
дно ковша колеса и разгружающейся через регулируемую на-
садку. Этот поток позволяет исключить образование градиента
плотности в аппарате, что улучшает сепарацию.
Противоточный сепаратор Хардинг представ-
ляет собой вращающийся барабан с длиной, приблизительно
вдвое большей, чем диаметр. Внутри барабана закреплен шнек,
высота которого увеличивается от загрузочного конца к раз-
грузочному. Весь агрегат устанавливается под наклоном при-
близительно 5°, последний виток шнека расположен выше
уровня среды.
Шнек перемещает тяжелые частицы в направлении, проти-
воположном легким. Затем тяжелая фракция поднимается лиф-
терами к разгрузочному желобу.
Производительность. Барабанный сепаратор может
рассматриваться в качестве примера статического тяжелосред-
ного сепаратора.
Размеры сепаратора зависят от производительности по пи-
танию, по легкой и тяжелой фракциям, а также от крупности
частиц, требуемой плотности разделения, относительной плот-
ности материала, содержания частиц близкой плотности. Эти
различные факторы определяют необходимую общую площадь,
время разделения, параметры разгрузки тяжелой и легкой
фракций.
Требуемая общая площадь осаждения является функцией
скорости потока и крупности частиц, так же как и требуемого
времени сепарации, которое, в свою очередь, зависит от ско-
6 Заказ № I987 ' . jg[
Рис. 9.8. Относительная производи-
тельность по разгрузке барабанов
Вемко [68]:
1—5 — для барабанов диаметром соответ-
ственно 1220; 1830; 2440; 3050; 3660 мм
Рис. 9.9. Тяжелосредный сепаратор корытного типа (МакНэлли
Ло-Фло);
1—уровень среды; 2 — направление движения ветви конвейера
рости осаждения наименьших частиц питания. Удельная пло-
щадь осаждения изменяется от 0,1 м2-т/ч тонкого (менее
10 мм) питания до 0,2 м2-т/ч для более крупного (100 мм).
Условия разгрузки тяжелой фракции зависят от ее содер-
жания в исходном материале, объемной плотности и формы
частиц. В барабанных сепараторах число и размер лифтеров
и скорость вращения барабана определяют производитель-
ность разгрузки (рис. 9.8) [68]. Барабаны малого диаметра
вращаются быстрее, чем барабаны большого диаметра: ча-
стота вращения их составляет соответственно от 3 до
0,75 мин-1.
Требуемая высота слива над переливным порогом зависит
от производительности по легкой фракции и максимальной
крупности частиц в ней. Она должна достигать не менее 2/3
диаметра наибольшей частицы [48], но не быть слишком боль-
шой, чтобы не выносить избыток среды со всплывшей фракцией.
Корытные сепараторы. К этому оборудованию относятся
аппараты различной конструкции, общим для которых явля-
ются сравнительно неглубокая неподвижная ванна с движу-
щейся системой удаления твердой фракции. Их главное при-
менение— обогащение угля; они могут обрабатывать питание
162
с большим содержанием как легкой, так и тяжелой фракции.
Типичный корытный сепаратор, такой как ванна Дутч Стейт
Майнз или МакНэлли Ло-Фло, состоит из неглубокой
ванны, содержащей среду, и одного дренирующего скребкового
конвейера (рис. 9.9).
Питание подается в ванну скребковым конвейером, который
также снимает легкие частицы, всплывшие в среде. Нижняя
ветвь конвейера, движущаяся по дну ванны, выносит тяжелые
частицы к разгрузке на стороне, противоположной разгрузке
легких частиц. Разгрузка обоих продуктов выше уровня среды
и слабое перемешивание, создаваемое конвейером для поддер-
жания среды, уменьшают ее циркуляцию в системе.
Мелкая ванна Тромпа (рис. 9.10) использует принцип
глубокой ванны — увеличение плотности сепарации сверху вниз.
Среда с низкой плотностью вводится в ванну через четыре
насадки и распределяется в горизонтальных слоях поперек пи-
тающего конца ванны с помощью отражательных пластин.
Среда с высокой плотностью вводится в нижнюю часть аппа-
рата пятой насадкой, течет горизонтальным слоем ниже пром-
продукта и перетекает через регулируемый переливной клапан.
Питание распределяется горизонтально поперек всей ширины
аппарата однородным слоем. Легкие частицы всплывают в среде
низкой плотности и удаляются скребковым конвейером, в то
время как промпродукты и оставшийся продукт перемещаются
в секцию с высокой плотностью. Там происходит окончательное
разделение продуктов, разгружаемых с помощью одного скреб-
кового конвейера: верхняя ветвь переносит промпродукты
(всплывший материал), нижняя — тяжелую фракцию (потонув-
ший материал).
Процесс Ридлей — С к оу л, разработанный в Велико-
британии, впервые был применен на угольной шахте Дервентау
в 1947 г. [58]. Сепаратор (рис. 9.11) представляет собой ванну
клиновидной формы с лопастями для удаления легкой фракции
Рис. 9.10. Трехпродуктовый аппарат МакНэлли — Тромпа:
/ — отражательные пластины; 2 — среда низкой плотности; 3 — среда высокой плот-
ности
6* 163
1
Рис. 9.11. Ванна Ридлей — Скол:
/ — вывод легкой фракции; 2 — конвейер для тяжелой фракции; J —пластина Для рас*-
пределення среды -j *•
и широкого, медленно движущегося ленточного конвейера для
выноса тяжелой фракции.
В сепаратор ОСС (рис. 9.12) питание вводится на уровне
поверхности среды. Легкий материал перемещается через аппа-
рат и разгружается через порог. Тяжелые частицы падают на
дно и удаляются с помощью качающейся рейки, которая попе-
ременно переносит их к разгрузочным порогам с каждой сто-
роны аппарата. Тяжелые частицы переливаются через разгру-
зочные пороги в желоба и собираются в приемном желобе.
Сетки, преграждающие путь всплывшей фракции в передней
части каждого разгрузочного порога, эффективно предотвра-
щают потери всплывшего материала в момент разгрузки тя-
желой фракции в желоб [40]. Аппарат ОСС предназначен в ос-
новном для разделения питания с большим содержанием лег-
кой фракции.
Спиральный классификатор вполне можно исполь-
зовать в качестве тяжелосредного сепаратора: спираль удаляет
осевшую тяжелую фракцию, легкая фракция перетекает через
порог [9].
Комбинированные сепараторы, такие как Дрюбой и Нор-
волт, классифицируются как аппараты с неглубокими ваннами.
Однако в отличие от других аппаратов подобного типа система
удаления тяжелой фракции обычно находится не внутри ванны
со средой, а, подобно глубоким конусам, является, по существу,
отдельной частью. Таким образом, эти сепараторы сочетают
преимущества мелкой ваниы — большую производительность по
тяжелой фракции, малый расход среды, низкий градиент плот-
ности— с основным преимуществом глубокого конуса, заклю-
чающемся в разделении двух функций — сепарации и удаления
продуктов. Следовательно, эти сепараторы должны быть наибо-
лее эффективными.
Сепаратор Дрюбой, разработанный во Франции,— один
из наиболее распространенных тяжелосредных сепараторов
164
Рис. 9.12. Аппарат ОСС:
1 — плавающая перегородка гро-
хота; 2 — вибрирующее плечо
рейки; 3 — приводной вал: 4 ~ же-
лоб подачи питания: 5 — ограничи-
тель обратного хода грохота; 6 —
уровень среды; 7 — разгрузочный
порог; 8 — желоб для разгрузки
тяжелой фракции; 9 — желоб; 10 —
лопасть для выгрузки потонувшего
продукта; // — слив всплывшего
продукта
Рис. 9.ГЗ. Сепаратор Дрю-
бой-.
/—-подача среды; 2 — разгруз-
ка тяжелой фракции; 3 — при-
вод; 4 —тяжелая фракция; 5 —
легкая фракция; 6 — уровень
среды
Рис 9.14. Сепаратор Нор-
волта с ковшовым элевато- . ,
ром:
/ — кольцевая диафрагма; 2 —
вывод тяжелой фракций; 3 —
ковшовый элеватор; 4 — привод-
ной механизм; 5 — выталкиваю-
щая пластина для тяжелой
фракции; 6— разгрузка легкой
фракции; 7 — подача питания
в Великобритании и Европе, но значительно менее распростра-
нен в США. Сепаратор Дрюбой (рис. 9.13)—двухпродуктовый
аппарат; если требуется третий продукт, то используется комп-
лекс из двух сепараторов. Питание поступает в сепаратор
с одного конца и легкая фракция разгружается с помощькд-
звездчатого разгрузчика, а тяжелая фракция — со дна ванны
радиальным лопастным колесом, смонтированным на наклонном
валу. Вал установлен в подшипниках достаточно далеко от кон-
такта со средой.
Среда поступает в сепаратор с питанием, а также у дна
аппарата, соотношение между этими расходами среды контро-
лируется клапанами. Соответствующий расход среды, подавае-
мой от дна, производит разделение частиц, так как вызывает
эффективный восходящий поток среды и помогает поднять пром-
продукты близкой плотности в легкую фракцию [5].
Мойка Норволта разработана в Южной Африке, где
они в основном и применяются [34]. Мойка Норволта (рис. 9.14)
по существу представляет собой сепарационную ванну, связан-
ную с системой удаления тяжелой фракции, в качестве которой
может служить как ковшовый элеватор (как показано на рис.
9.14), так и вращающееся колесо (подобно сепаратору Дрю-
бой).
Сепарационная ванна представляет собой неглубокую ста-
ционарную емкость с коническим кожухом внутри. Питание вво-
дится в ванну позади диафрагмы и вращается механизмом, рас-
положенным ниже уровня среды. Это обеспечивает полное
погружение питания и смешивание его со средой и таким обра-
зом предотвращает «всплывание» тяжелых частиц. Легкие ча-
стицы, вынесенные через разгрузочный порог потоком среды,
разгружаются с одной стороны.
Тяжелые частицы оседают к основанию ванны, где они вы-
гребаются по кругу к одному разгрузочному желобу с помощью
серии гибких нажимных пластин. Нажимные пластины также
вращают содержащуюся в аппарате массу, создавая вихревые
потоки внутри жидкости, достаточные для поддержания среды
в виде суспензии, но недостаточные, чтобы нарушить разделение.
Динамические тяжелосредные сепараторы. Динамическая
тяжелосредная сепарация была впервые исследована Дриессе-
ном в лаборатории «Дутч Стейт Майнз» в 1945 г. в обычном
гидроциклоне. Большие силы, действующие при центробежной
сепарации, позволяют успешно разделять довольно тонкие ча-
стицы и создают большие сдвигающие усилия внутри аппарата,
позволяя использовать тонкую, очень стабильную, но не чрез-
мерно вязкую среду. Кроме собственно циклона разработаны
разнообразные аппараты типа модифицированного циклона.
Нижняя граница крупности частиц, которые можно эффек-
тивно разделять в системе динамической тяжелой среды, редко-
166
зависит от самого разделительного аппарата, а в основном от
системы регенерации среды. Минимальная крупность частиц,
эффективно разделяемых, составляет 0,5 мм.
Циклон DSM (рис. 9.15). По существу, любой приемлемый
циклон может быть использован для динамической тяжелосред-
ной сепарации; система DSM была первой и остается одной из
наиболее широко применяемых [12, 39]. Принцип действия схо-
ден с обычным циклоном. Питание, суспендированное в очень
тонкой среде, вводится в циклон, который в идеальном случае
устанавливается почти горизонтальной осью, таким образом да-
вая возможность подавать питание в аппарат при сравнительно
низком входном давлении, обычно из постоянного головного ре-
зервуара [12]. Оптимальный диаметр последнего должен быть
в 9 раз больше диаметра циклона при переработке угля и ал-
мазов [13].
Тяжелые частицы перемещаются вдоль стенок циклона и
разгружаются через выходную насадку (пески), легкие частицы
проходят через сливной патрубок (слив), а тонкая среда обра-
зует градиент плотности внутри циклона.
Производительность тяжелосредного циклона зависит от его
диаметра. В табл. 9.3 показаны некоторые данные [13], которые
в настоящее время считаются устаревшими.
Вихревой циклон Сверл разработан фирмой «Осака
Шипбилдинг» в Японии, где и нашел наибольшее применение
[70]. Вихревой циклон имеет форму, сходную с формой стан-
дартного тяжелосредного циклона, но перевернутое вертикаль-
ное положение. При этом песковая насадка находится на
вершине циклона, а сливной патрубок—в основании. Вихрь ста-
билизируется введением в него воздушной трубы, сообщаю-
щейся с атмосферой. Высота этой трубы может быть различна,
как и высота вихревой, т. е. действовать как контролирующий
параметр. В вихревом циклоне применяется песковая насадка
большего диаметра, чем в стандартных циклонах.
ТАБЛИЦА 9.3
Характеристика тяжелосредных
циклонов
Диаметр циклона, мм Диаметр статиче- ского резер- вуара. м Произво- дитель- ность по питанию, т/ч
350 3,2 0—25
400 4,5 25—50
500 5,4 50—75
600 6,75 75—100
Рис. 9.15. Типичный тяжелосредиый цик-
лон с углом конусности 20°
167
Вихревые циклоны требуют более крупной среды, чем обыч-
ные циклоны, таким образом, потери среды в стадии регенера-
ции уменьшаются.
Сепаратор Ворсил. В отличие от циклона DSM сепара-
тор Ворсил (рис. 9.16)—полностью цилиндрический резервуар,
в верхнюю часть разделительной камеры которого танген-
циально подается обесшламленный сырой уголь вместе с тяже-
лой средой [1, 7]. Эта камера соединяется с вихревой трубой,
проходящей вниз к разгрузке всплывшего материала с частью
тяжелой среды. Кольцевая открытая горловина, концентричная
вихревой трубе, разгружает потонувший материал вместе с ос-
татком тяжелой среды. Перепад давления, определяемый вих-
ревым потоком, создает сильный внутренний поток у основания
сепаратора. Он переносит потонувшие частицы и часть мате-
риала близкой плотности через зону действия высокой центро-
бежной силы, где происходит окончательное разделение.
Материал, проходящий через горловину, направляется
в сланцевую камеру и разгружается в вихревую тягу. Она имеет
тангенциальный вход и осевой выход, следовательно, при вве-
дении восходящего вихревого потока энергия давления рассеи-
вается. Отверстие горловины должно быть достаточно большим,
чтобы могли пройти самые крупные осевшие частицы, и без
контроля вихревой тяги может быть разгружен избыточный
объем тяжелой среды. Действительный объем среды, проходя-
щей через горловину, определяется диаметром заменяемой на-
садки на выходе вихревой тяги и, таким образом, объем ее не
зависит от размера горловины.
Диаметр базового сепаратора Ворсил — 610 мм, производи-
тельность по исходному питанию 70 т/ч, в зависимости от со-
держания отвального материала. Более новая модель имеет
Рис. 9.16. Сепаратор NCB Вор-
сил:
/ — исходный уголь; 2 — чистый
уголь-Ьсреда; 3 — камера разделе-
ния; 4 — чистый уголь близкой
плотности; 5 —горловина; 6 — сла-
нец; 7 — камера сланца; 8 — чистый
уголь; 9 — сопло вихревой тяги;
10 — сланец; 11— вихревая тяга;.
12 — сливной патрубок
168
диаметр 700 мм. Как при использовании любого другого не-
большого угольного тяжелосредного сепаратора, в сепараторе
Ворсил можно получить трехпродуктовое разделение, объединив
два аппарата — со средой с более низкой и высокой плотностью.
Сепаратор Дайна Вайэрлпул был создан в начале
60-х годов в США для обогащения мелкого угля, но вскоре
после этого был применен для переработки руды — впервые на
цинковой фабрике «Маскот» фирмы «Америкен цинк», Теннеси,
США [49, 65].
Сепаратор Дайна Вайэрлпул (рис. 9.17)—прямостенный
цилиндрический сосуд с идентичными тангенциальными вход-
ным и выходным секционными патрубками с каждого конца.
Большая часть среды (~90%) перекачивается через танген-
циальный входной патрубок у нижнего конца аппарата. Вра-
щающаяся среда формирует воздушную сердцевину, или водо-
ворот, во всю длину аппарата, выходя с тяжелым продуктом че-
рез тангенциальный выходной патрубок у вершины сепаратора
и легким продуктом через осевой разгрузочный патрубок у дна.
Плотность среды, выходящей с тяжелой и легкой фракциями,
различается. Плотность внутри аппарата увеличивается с под-
нятием среды, достигая максимума у разгрузочного патрубка
тяжелой фракции. Плотность также увеличивается в направле-
нии от внутренней поверхности воздушного водоворота к на-
ружной стенке аппарата.
г;<’, ! "
Рис. 9.17. Сепаратор Дайиа Вай
эрлпул:
/ — подача исходного питания; 2 -
разгрузка тяжелой фракции; 3 — по
Дача среды; 4 — разгрузка легкой
фракции; 5 — головная часть для сре
ды; 6 — воздушная сердцевина; 7 — ци
линдр; 8 — головная часть для пото
нувшего продукта
169
Питание смешивается с оставшейся средой и поступает в се-
паратор при статическом напоре 1—2 м через осевую трубу для-
питания, а вращательное движение быстро сообщается ему во-
доворотом среды. Легкие частицы остаются вблизи этого внут-
реннего водоворота и спускаются с плывущей средой, выходя
через разгрузочный патрубок для легких частиц, даже не дости-
гая стенок сепаратора. Тяжелые частицы проталкиваются
к стенке аппарата и разгружаются со средой через выходной
патрубок для тяжелых частиц.
Так как тяжелые частицы разгружаются вблизи от входа
питания, они удаляются из аппарата почти немедленно, умень-
шая его износ. Только частицы близкой плотности, которые от-
деляются далее, действительно входят в контакт с цилиндриче-
ской частью аппарата.
Тангенциальный разгрузочный патрубок для тяжелых ча-
стиц связан с гибким шлангом и, меняя высоту этого шланга,
можно регулировать давление для точного контроля точки раз-
деления [40].
Обе выходные трубы работают полностью открытыми, без
клапанов. Поэтому сепаратор Дайна Вайэрлпул способен под-
держивать широкий интервал соотношения тяжелых и легких
частиц при их крупности от 35 до 0,25 мм.
Подобно циклону DSM, сепараторы Дайна Вайэрлпул в ос-
новном работают при наклоне 15—45° к горизонтали. Если ап-
парат устанавливается в положении, близком к вертикальному,
то питание может падать прямо через воздушный конус, не под-
вергаясь разделению. Если он, наоборот, находится в горизон-
тальном положении, то в него трудно подать питание [65].
Сепараторы производятся различных размеров с диаметром
цилиндра от 150 до 470 мм при соответствующей производи-
тельности 5—80 т/ч. Длина цилиндра примерно в 5 раз больше
его диаметра, хотя более длинные аппараты предпочтительнее
при трудной сепарации, так как в них увеличивается время пре-
бывания мелких частиц.
Сепаратор Три-Фло (рис. 9.18)—двухстадиальный
сепаратор с повторной переработкой фракции, всплывшей
в I стадии, при той же или другой плотности во II стадии.
Входные и выходные патрубки имеют конструкцию завитка,
в отличие от тангенциального в сепараторе Дайна Вайэрлпул
[20, 29], но работают таким же образом.
Трехпродуктовая сепарация может быть использована для'
получения концентрата, промпродуктов и хвостов. Промпродукт
может быть в дальнейшем раздроблен и возвращен в процесс
или переработан в отдельном цикле. В этом аппарате можно
проводить предварительное обогащение двух минералов раз-
личной плотности из одной руды, например галенита и флюо-
рита (табл. 9.4) [20].
170
Характеристики процесса. В отличие от статиче-
ских тяжелосредных систем в динамических аппаратах среда
не остается в аппаратё; время ее пребывания составляет не-
сколько секунд, так же как и для всего питания. Другими сло-
вами, отношение среды к питанию равно среднему отношению
среды к руде внутри аппарата.
Отношение среды к руде, требуемое для эффективной тяже-
лосредной сепарации, зависит в некоторых случаях от необхо-
димой степени разделения. Соотношение, по крайней мере, 1 :5
требуется для эффективного разделения угля [55]; для руды
предполагается минимальное соотношение 1:3 (4) [13]. Но оно
должно быть увеличено до 1:7 при разделении алмазов, где
количество потонувшего материала очень мало.
Относительная эффективность различных динамических се-
параторов сходна и основана на критерии вероятной погреш-
ТАБЛИЦА 9.4
Показатели разделения галенита и флюорита в сепараторе Три-Фло
Продукт Плотность разделения, кг/м3 Выход, % Содержание, % Извлечение, %
CaF2 Pb CaF2 Pb
Тяжелый: I 3250+2650 5,80 40,02 45,10 90,3
II 54,12 91,80 0,46 90 —
Легкий 40,08 8,05 9,08 — —
Питание 100 55,23 2,90 100 100
171
ности Ер. Работа в Национальном угольном управлении, где
используются циклоны DSM и сепараторы Ворсил, показала,
что Ер двух аппаратов сходны, изменяясь в диапазоне 0,02—
0,06 в зависимости от крупности материала. Существуют, од-
нако, небольшие различия в верхнем и нижнем концах кривых
разделения: при использовании сепаратора Ворсил — лучше
у вершины, а циклона —лучше в нижней части. Отличие со-
стоит в том, что в сепараторе Ворсил отходы не попадают
в уголь, но мелкий уголь может попасть в сланец, а в сепара-
торе DSM— наоборот.
Для сепаратора Дайна Вайэрлпул Ер также изменяется
в диапазоне 0,02—0,06. Сепаратор Три-Фло, будучи двухстади-
альным аппаратом, имеет более высокую эффективность, чем
одностадиальные сепараторы; два одностадиальных сепаратора
в серии должны дать идентичную характеристику при установке
одного или нескольких насосов ц цикле.
В то время как одни статические сепараторы подходят для
удаления только небольших количеств потонувшего продукта,
а другие — только для большего его количества, динамические
системы способны перерабатывать материал с большим интер-
валом соотношения тяжелых и легких фракций. Например, в ал-
мазной промышленности ЮАР циклоны DSM отделяют менее
1 % питания в пески [13], в то время как сепаратор Дайна Вай-
эрлпул действует при соотношении тяжелых и легких частиц от
5 : 95 до 95 : 5 [40].
Конструкция циклона и размеры отверстий имеют важное
значение. Многие другие параметры те же, что и для класси-
фицирующих циклонов. Наиболее важные критерии из них сле-
дующие [14]:
диаметр циклона при данной производительности должен
отражать необходимость достаточной центробежной силы для
транспортирования всех тяжелых частиц к разгрузочной на-
садке;
диаметр разгрузочной насадки определяется содержанием
тяжелого минерала в питании. Если диаметр насадки слишком
большой, то ухудшается качество продукта; если маленький,
то — извлечение (предполагается, что тяжелые частицы явля-
ются ценным материалом);
диаметр сливного патрубка должен быть достаточно боль-
шим для прохождения всех легких частиц при скорости, рав-
ной скорости подачи питания. Слишком маленький патрубок
усиливает поступление легких частиц в пески. Увеличивать па-
трубок можно, пока позволяют геометрические условия, так как
это не нарушает процесс;
давление на входе должно быть таким, чтобы центробежная
сила, действующая на тяжелые частицы, проталкивала их к раз-
грузочной насадке.
172
Увеличивающееся давление питания увеличивает создавае-
мую центробежную силу и повышает извлечение тонких тяже-
лых частиц. В то же время увеличенный объем среды, проходя-
щей через аппарат, уменьшает время пребывания и увеличивает
поток среды к вихревой трубе, таким образом повышая эффек-
тивную плотность разделения.
Все вышесказанное относится к «главным» параметрам,
в то время как имеются менее значительные, которые могут
считаться несущественными по сравнению с «тонкой» настрой-
кой, достигаемой средой. Контроль качества среды и установле-
ние постоянной плотности очень важны для эффективного раз-
деления.
Расслоение среды играет важную роль в тяжелосредной раз-
делении и слишком крупная среда вызывает излишнюю сегрега-
цию. Различие между кажущейся вязкостью нижнего и верх-
него продуктов в идеальном случае должно быть как можно
меньше. Некоторые исследователи считают, что если разница
превышает 200 кг/м3, то эффективность падает. Другие [13, 16]
сообщают, что достигли эффективного разделения при разнице
в плотности порядка 400 кг/м3, однако они же отмечают, что
на эффективность сепаратора Ворсил разница выше 100 кг/м3
влияет обратным образом.
Оптимальное различие, возможно, зависит от содержания
частиц близкой плотности в руде: чем оно выше, тем меньше
должна быть разница в плотности.
Качество среды зависит также от эффективности цикла ре-
генерации среды.
Постоянство плотности среды также имеет большое значе-
ние и его следует контролировать с помощью ядерно-физиче-
ских методов измерения плотности, которые имеют погрешность
± 1 кг/м3 при допустимом отклонении 5 кг/м3.
Водные гидроциклоны. Тяжелосредные циклоны, такие как
циклоны DSM, имеют угол конусности 20°, хотя в некоторых
случаях циклоны с углом конусности выше 40° обеспечивают
удовлетворительное качество [13]. В результате исследований
тяжелосредной сепарации в лаборатории «Дутч Стейт Майнз»
создан циклон с углом конусности свыше 120° [21, 38] и с более
длинными, чем обычно, цилиндрической секцией и вихревой тру-
бой (рис. 9.19). Широкоугольная коническая секция обеспечи-
вает в результате большую рециркуляцию частиц промежуточ-
ной крупности или плотности в конусе, формируя однородную
тяжелую среду, через которую легкие или маленькие частицы
не могут просочиться. Таким образом, подавляется классифи-
кация по крупности и преимущественно происходит разделение
по плотности.
Одним из наиболее важных параметров водного гидроцик-
лона является длина вихревой трубы [28].
173
Рис. 9.19. Водный гидро-
циклон DSM:
1 — сливной патрубок; 2 —
уголь; 3 — корпус; 4 — конусное
днище, футерованное керами-
кой; 5 — вывод отходов; б —
подача необогащенного угля
Плотность в верхней части водных циклонов около 1600 кг/м3
[63] и, таким образом, их можно применять только для обога-
щения угля. В водном циклоне можно перерабатывать материал
без предварительного удаления шламов, и, хотя он не столь
эффективен как тяжелосредный циклон, но производит, в ос-
новном, относительно чистый уголь в сливе за счет грязных
песков [32]. Таким образом, пески обычно следует дополнительно
переработать в одном или двух последовательных водных гидро-
циклонах [62] или другим способом, например, в тяжелосредном
циклоне. Комбинированные кривые обогатимости для послед-
него случая показаны на рис. 9.20 [32]. В этом случае уменьше-
ние общей эффективности компенсируется уменьшением экс-
плуатационных расходов и потерь среды.
Разработано множество аппаратов на основе первого вод-
ного циклона DSM. К ним относится водный вихревой цик-
лон Свирл [70], который, подобно японскому вихревому цик-
лону, работает в перевернутом положении. В нем можно просто
регулировать длину вихревой трубы. В циклоне Лиллер
можно изменять диаметр вихревой трубы, оставляя ее длину
постоянной [41].
Аппарат МакНэлли Висман Трико н. Продолжая
исследования по трехстадиальной переработке угля в водных
циклонах, Висман разработал новый аппарат со сложной ко-
нической секцией (I—III) с тремя различными внутренними
углами, уменьшающимися к песковой насадке (рис. 9.21).
Питание поступает в центральную камеру через циклоидаль-
ный входной патрубок. Циклоидальная конфигурация входного
174
100Q '600 1800
Плотность, нг/н3
Рнс. 9.20. Комбинированные кри-
вые обогатимости для водного
циклона с последующим тяжело-
средным циклоном:
а — водный циклон (первичная плот-
ность 1300 кг/м3); в — тяжелосредный
циклон (вторичная плотность
1500 кг/м3); с — комбинированная си-
стема
Рис. 9.21. Аппарат МакНэлли Вис-
ман Трикон
патрубка придает первоначальное круговое движение пульпе,
поэтому частичное разделение материала начинается уже
внутри питающей трубы.
Частицы различной крупности и плотности образуют постель
стесненного осаждения в первой конической секции. Легкие
крупные частицы препятствуют проникновению в нижние слои
этой постели крупных тяжелых частиц. В результате, вода раз-
мывает верхнюю часть расслоенной постели и, по существу, уда-
ляет легкие крупные частицы через центральный поток вокруг
воздушного сердечника.
Оставшаяся часть постели, в известной мере не изменив
характера расслоения, проталкивается во вторую коническую
секцию под действием нового питания, входящего в циклон.
Здесь центральный поток намного сильнее и вызывает дальней-
шее размывание верхней части постели, способствуя выделению
промпродуктов. Легкие промпродукты сносятся вверх и разгру-
жаются через вихревой патрубок. Тяжелые промпродукты,
которые движутся вверх по спирали в центральном потоке от-
клоняющейся воды, могут обходить отверстие нижнего вихре-
вого патрубка вследствие их более высокой плотности. Следо-
вательно, крупная тяжелая промпродуктовая фракция возвра-
щается к расслоенной постели и входит в третью коническую
секцию.
В этой последней и самой маленькой конической секции по-
стель, в конце концов, разрушается, так как крупные частицы
распределяются вдоль стены Трикона в один слой, выталкивая
175
маленькие частицы до тех пор, пока они не выйдут из-под
влияния центрального потока. Центральный поток отклоняю-
щей воды в этой маленькой секции относительно слабый, про-
никающий в предыдущие секции. Восходящий поток отделяет
мелкие частицы в основном низкой плотности от оставшегося
материала. Таким образом, тонкие легкие частицы разгружа-
ются через вихревой патрубок декантацией. Отходы как круп-
ные, так и мелкие разгружаются через песковую насадку [43].
Трикон был создан сначала для обогащения западноканад-
ских углей, по два аппарата в серии. Такие аппараты эксплуа-
тируются для обогащения угля в Британской Колумбии (см.
гл. 20).
Плотность разделения в Триконе может превышать
2500 кг/м3 [63] и такой аппарат может быть использован при
обогащении руд. Они применяются, например, для предвари-
тельного обогащения золотосодержащих россыпей как в Ка-
наде, так и в Советском Союзе. При этом достигается извлече-
ние свыше 98 % при выходе слива 90 % от питания [42].
Возможное применение этих аппаратов в золотодобывающей
промышленности в ЮАР исследовано в работе [8]. Их предпо-
лагалось использовать в качестве аппаратов предварительного
обогащения в гравитационных циклах для уменьшения доли
материала, поступающего в циклы цианирования (см. гл. 24).
Показано, что при переработке водный циклон действует скорее
как эффективное устройство стесненного падения, чем как ис-
тинный тяжелосредный сепаратор; степень обогащения увели-
чивается при постоянном извлечении по мере того, как круп-
ность частиц уменьшается до 44 мкм (рис. 9.22).
Мойка Херст была создана в Национальном управлении
угля [6] незадолго перед сепаратором Ворсил, который в на-
стоящее время является наиболее широко используемым аппа-
ратом. Мойка Херст (рис. 9.23) работает по принципу промы-
вочного гидроциклона и гидравлического классификатора. Верх-
няя часть мойки состоит из тангенциального входного патрубка
для питания. Питание удерживается на стенках завесой мате-
риала, действующей как вихревая труба. Коническая секция
циклона состоит из широкоугольного конуса с последующей ост-
роугольной секцией, подобно сепаратору Висман Трикон. Од-
нако донная секция состоит из вихревой колонны с хвостами,
поддерживаемых в циркулирующем состоянии тангенциально
подаваемой водой и блоком лопастей, вращающихся с часто-
той 50 мин-1.
Стандартный диаметр мойки 920 мм, высота — около 2,5 м;
ее производительность по питанию 30—35 т/ч, по хвостам—•
свыше 8 т/ч. Вероятная погрешность Ер аппарата Херст изме-
няется от 0,08 для угля крупностью —6+3 мм до 0,2 при круп-
ности 1,5 + 0,5 мм.
176
Рис. 9.22. Показатели переработки золотосо-
держащей руды в водном батарейном цик-
лоне [8]:
/ — извлечение золота; 2 — выход; 3— степень обога-
щения
Рис. 9.23. Мойка Херста [6];
Z—подача питания; 2—вывод чистого угля; 3 —диафрагма для питания; 4 — лопа-
сти; 5 — ввод воды; 6 — вывод отходов
Процесс Стрипа. Этот процесс, существенно отличающийся
от всех других тяжелосредных процессов, создан в Швеции
в 1953 г. Свенсоном [57]. В этом процессе достигается более
высокая плотность разделения с использованием мокрой под-
вижной постели песка по сравнению с суспензией. В процессе
используется однородная среда и он может быть успешно при-
менен для обогащения железных, медных и хромитовых руд
[27]. Схема процесса Стрипа показана на рис. 9.24.
Сепарация происходит в сотрясательном желобе 13. Питание
вводится из конуса 9 при содержании твердого (по объему)
около 50 %. Конус служит как сгуститель и промежуточная
емкость для среды, которая создается из рудных шламов. В же-
лобе среда той же крупности, что и песок, быстро осаждается,
образуя толстую постель 3, в то время, как остальная часть
среды всплывает выше постели как суспензия 2. Питающая пла-
стина 4 распределяет руду поперек ширины желоба. Тяжелый
материал осаждается на дно желоба и транспортируется со ско-
ростью 0,1 м/с, а легкий материал переливается со скоростью
0,5 м/с. Дно желоба перфорировано и разделено на несколько
секций по длине, каждая со своей отдельно контролируемой по-
дачей воды. Большая часть воды добавляется в питающем
конце, меньшая — в разгрузочном. Если подачу воды увеличить,
то постель потечет быстрее, уменьшив свою толщину. Вода так-
же вымывает более тонкие частицы из постели в слой суспен-
зии, уменьшая вязкость постели, так что разделение происходит
177
Рис. 9.24. Процесс Стрипа [57]:
1— разделительная перегородка; 2 — слой суспензии; 3 — постель; 4— пластина для
подачи питания; 5 — камера для воды; 6 — магистраль для воды; 7 — клапаны для
суспензии; 8 — пластина на дне; 9— сгустительный конус; 10 — вода для разбавления;
11— контролирующий клапан; 12—камера питания; 13—желоб; 14 — эксцентриковый
вал; /5 — пружинящие стержни; 16 — промывочный грохот; 17 — насос для среды; 18 —
зумпф среды; 19 — конвейер для тяжелой фракции; 20— конвейер для легкой фрак-
ции; 21 — конвейер подачи питания
быстрее. В разгрузочном конце желоба перегородка 1 разделяет
постель на тяжелую и легкую части. Продукты дренируют и
промываются на грохоте 16 сливом конуса. Циркуляция среды
составляет около 3—5 объема исходной руды, удельный рас-
ход энергии на перекачивание ниже 1 кВт/(ч-т) питания.
Среда не очищается, таг: как породные частицы не создают
препятствия для разделения. Эти частицы собираются, главным
образом, в верхних слоях постели, вследствие ее движения.
Около 10 кг среды на 1 т перерабатываемой руды удаляется
на установке для переработки шламов и заменяется шламами,
извлеченными из концентрата [2, 57].
Извлечение продукта. Первая стадия в извлечении про-
дукта после разделения легких и тяжелых частиц в раздели-
тельном аппарате — удаление среды из продуктов путем грохо-
чения.
В большинстве случаев продукты разделяются на коротких
неподвижных грохотах, являющихся неотъемлемой частью са-
мого аппарата разделения (Вемко, Коне, Теска) или самостоя-
тельным аппаратом, или на криволинейных грохотах перед по-
дачей на главный дренирующий промывной грохот.
178
Дренирующий и промывной грохот имеет три главные функ-
ции: дальнейшее отделение среды от продуктов; отмывка на-
липшей среды от продуктов; дренаж промывной воды из про-
дуктов. Как и в случае грохочения при подготовке питания,
предпочтительнее горизонтальные вибрационные грохоты, так
как они способны одновременно выполнять все три функции
на различных зонах поверхности.
Для малопроизводительных операций можно использовать
один горизонтальный грохот, разделенный по длине на участки
дренирования и отмывки тяжелой и легкой фракций.
На неподвижном грохоте и в первой части дренажно-про-
мывочного грохота удаляется свыше 90 % среды из продуктов.
Эта среда поступает в главный зумпф среды для возврата
в процесс. Если подготовка питания эффективна, то вероятность
того, что загрязнения будут накапливаться в цикле, очень
мала. Кроме того, определенное количество среды может быть
добавлено к регенерированной среде для ее разбавления в слу-
чае накапливания загрязнений. Утверждается [13], что секция
дренажа должна быть как можно более эффективной и пропус-
кать достаточно среды для цикла регенерации.
Оставшиеся 10 % среды удаляются на промывочной части
грохота. Эффективная отмывка среды от продуктов очень важна
для тяжелосредной сепарации. Промывную воду лучше пода-
вать через форсунки, при этом следует тщательно выбирать
сопла, чтобы они не забивались тонкими частицами. В против-
ном случае следует применять низконапорную «экранирую-
щую» промывку.
Регенерация среды. Функция цикла регенерации среды —
извлекать среду, отмытую от продуктов на промывочном гро-
хоте, удалять любые примеси и обезвоживать очищенную среду
в основном отстойнике среды.
Отстойник среды должен быть достаточно большим, вме-
щающим всю среду, и иметь устройства для его очистки в слу-
чае, если среда уплотняется настолько, что не может перека-
чиваться насосом. Схема типичного отстойника показана на
рис. 9.25.
Около 10 % среды требует очистки в зависимости от содер-
жания загрязняющих веществ, вследствие неэффективного пред-
варительного грохочения или рыхлости руды.
Если в циклах обогащения угля в динамических сепарато-
рах не предусмотрено предварительное грохочение, то большая
часть среды требует регенерации.
Магнитная среда. Для регенерации среды применяются
сильно различающиеся между собой циклы (рис. 9.26). Наибо-
лее часто на современных фабриках используются противоточ-
ные барабанные магнитные сепараторы. Одностадиальные бара-
банные сепараторы удовлетворительно извлекают крупную
179
Рис. 9.25. Типичный отстойник для тяже-
лой среды:
/ — устройство защиты ст мусора, размер от-
верстий 10—20 мм; 2 — погруженный ввод
(меньше всплесков); 3 — конусность (70° для фер-
росилиция; 60° для магнетита); 4 — насадка для
воздуха; 5 — насадка для прочищения; 6 — на-
садка для воды; 7 — гибкий шланг
магнетитовую среду. Для извлечения тонких магнетита и ферро-
силиция требуется двухбарабанный магнитный сепаратор с пе-
речисткой немагнитного продукта. К тому же двухбарабанный
сепаратор позволяет перерабатывать больший объем питания
при том же извлечении, что и на менее производительном одно-
барабанном магнитном сепараторе.
При идеальных условиях магнитные сепараторы могут из-
влекать до 99,8 % среды, но обычно извлечение меньше, если
содержание магнетита в питании менее 100 кг/м3 или если со-
держание немагнитного материала выше содержания магнит-
ного.
Эффективное действие магнитных сепараторов влияет на
весь цикл, так как на их долю приходится 3/4 общих потерь
среды, которые в среднем составляют 0,1—0,2 кг/т руды для
статических установок и 0,3—0,6 кг/т для динамических ус-
тановок [13, 56]. Теряются преимущественно более тонкие ча-
стицы среды [39], которые обычно не восполняются разруше-
нием среды, за исключением ферросилиция. Следовательно,
возвращаемая в процесс среда почти всегда более крупная,чем
свежая, особенно в динамических тяжелосредных циклах.
Магнитная фракция сохраняет некоторые магнитные свой-
ства, которые обусловливают флокуляцию среды, если она не
размагничена. И хотя в некоторых случаях среда при перека-
чивании насосом диспергируется, большей частью ее пропу-
скают через размагничивающую катушку с индукцией 1,2 Тл.
На углеобогатительных фабриках, использующих магнетит,
среда после магнитной очистки имеет достаточно высокую плот-
ность и возвращается в процесс без сгущения. Однако если ис-
пользуется ферросилиций, то необходимо сгущение очищенной
среды. Могут быть использованы сгустители, но чаще применя-
ются спиральные уплотнители или циклоны. При использовании
спиральных уплотнителей всю или большую часть среды ста-
раются держать в цикле, предотвращая ее осаждение в зумп-
фах во время простоев установки. При использовании цикло-
180
Рис, 9.26, Различные циклы регенерации среды:
/ — основной зумпф тяжелой среды; 2 — зумпф разбавленной среды; 3— сгуститель; 4 —
классификатор для уплотнения; 5 — циклон; 6 — однобарабаииый или двухбарабанный
магнитный сепаратор; 7 — размагничивающая катушка; 8 — криволинейное сито; А —
общая разбавленная среда; В — тяжелая разбавленная среда; С — разбавленная среда от
легких фракций; £> —немагнитные шламы; £ —немагнитные пески; F — осветленная
вода оборотная
нов установка получается более компактной, однако цикл бо-
лее чувствителен к изменению питания и требует лучшего уп-
равления процессом. При использовании циклонов необходимо
предусматривать зумпфы для хранения среды во время их про-
стоев [13]. При любом методе сгущения слив возвращается
в зумпф разбавленной среды для повторной переработки.
Для системы Дайна Вайэрлпул рекомендованы отдельные
циклы очистки разбавленной среды от тяжелой и легкой фрак-
ций [40]. Это позволяет использовать более сложные варианты,
181
включая обезвоживающие грохоты для немагнитной тяжелой
фракции и возвращение шламов в тяжелый продукт.
Если на углеобогатительных фабриках используется полная
«до нуля» очистка среды от питания, то цикл регенерации
среды должен быть большим и более сложным. Более высокое
содержание среды требует ее очистки после каждого прохож-
дения через цикл с применением больших магнитных сепара-
торов. Также необходимо перерабатывать тяжелую и легкую
промытые фракции в отдельных циклах, так как легкая про-
мытая фракция содержит очищенный мелкий уголь, который
требует дополнительного извлечения. Типичная схема полной
регенерации среды показана на рис. 9.27.
По этой схеме первой отсеивается на грохотах мелочь
(0,15 мм). Надрешетный продукт грохота поступает в центри-
фугу; подрешетный продукт обесшламливается, подвергается
флотации для очистки от шламов крупностью —0,15 и направ-
ляется для дальнейшего извлечения угля.
Аналогичная обработка продуктов водных циклонов часто
используется, конечно, без магнитных сепараторов.
Немагнитная среда. Хотя в большей части тяжелосредных
установок используется магнитная среда, иногда применяется
и немагнитная среда, которая не может быть извлечена рас-
смотренными методами.
В конусе Чанса в качестве среды применяется песок есте-
ственной крупности. Для его регенерации используется кони-
ческий сгуститель с периферической разгрузкой, из которого
осевший песок перекачивается обратно в конус Чанса, а избы-
точная вода и шламы сливаются.
Рис. 9.27. Типичная схема полной регенерации среды:
/ — основной зумпф среды; 2 — зумпф разбавленной среды; 3 — сгуститель; 4 — циклон;
5 — двухбарабанный магнитный сепаратор; 6 — размагничивающая катушка; 7 — криво-
линейное сито; 8 — флотокамеры; 9 — центрифуга; 10 — фнльтр, А — разбавленная среда
от тяжелой фракции; В — легкая среда от легкой фракции; С — очищенный тонкий
уголь; D — отходы
182
Некоторые фабрики используют измельченный галенит в ка-
честве среды, который регенерируется флотацией. Так как га-
ленит в основном используется, если он является составной ча-
стью руды, то полное извлечение среды не так важно, особенно
для тяжелой фракции, как необходимо возвратить в процесс
только правильно классифицированный по крупности галенит,
а шламы оставить в тяжелой фракции.
Эффективность тяжелосредной сепарации. Из всех процессов
гравитационного обогащения тяжелосредная сепарация, в прин-
ципе, наиболее проста и наиболее эффективна. Так как основ-
ным критерием разделения в тяжелосредной сепарации явля-
ется плотность минерала по отношению к среде, то она также
идеально подходит для последовательных испытаний в тяже-
лых жидкостях и используется как мера эффективности разде-
ления.
Последовательный анализ в тяжелых жидкостях (см. гл. 4)
в лаборатории предполагает полное разделение, даже частиц
близких к плотности жидкости. В промышленных процессах
время разделения частиц перед их разгрузкой в тяжелую или
легкую фракции ограничено. Неизбежно, что некоторые из ча-
стиц близкой плотности попадут не в «свой» продукт. Содержа-
ние «чужих» частиц, которые намного тяжелее или легче, чем
среда, обычно незначительно, но увеличивается до 50 % для
частиц с плотностью равной плотности разделения [52].
Последовательно разделяя в тяжелых жидкостях в лабо-
раторных условиях продукты тяжелосредного сепаратора в уз-
ком диапазоне плотности можно определить частный коэф-
фициент для каждого диапазона плотности. Частный ко-
эффициент определяется как выход (в процентах) тяжелого
продукта при данном интервале плотности.
Эффективность аппарата может быть определена с помощью
кривой Тромпа — зависимость частного выхода от плот-
ности. В идеальном случае разделение характеризуется верти-
кальной линией при эффективной плотности разделения; дейст-
вительная кривая разделения представляет собой крутую ли-
нию, загнутую в верхней и нижней частях. Почти все кривые
Тромпа в диапазоне частных выходов 25—75 % выражаются
прямой зависимостью (в арифметическом масштабе); угол нак-
лона прямой принят за меру эффективности процесса и назы-
вается вероятной погрешностью Ер, который определяется как
половина разницы средней плотности между этими двумя точ-
ками (рис. 9.28).
Ер = 0,5(В-Л). (9.2)
Кривые Тромпа могут быть построены в логарифмической
шкале (рис. 9.29).
Значение Ер и каждая кривая специфичны для аппарата,
183
* Платность жиПкооти
Рис. 9.28. Кривые Тромпа
для двух гипотетических
разделений
А-100 А А+103
Платно ешь жидпасти
Рис. 9.29. Семейство кри-
вых Ер:
1—5 — при £.р равном соответ-
ственно 0,2; 0,3: 0,4; 0,5; 0,6
.для которого они были получены и не зависит от типа питания
материала при условии, что:
крупность питания одинакова — эффективность в основном
уменьшается с увеличением крупности частиц (рис. 9.30), при
крупности частиц менее 10 мм динамические сепараторы обычно
более эффективны, чем статистические;
плотность разделения одинакова — при повышении плотности
эффективность разделения снижается, так как увеличивается
вязкость; скорость подачи питания в аппарат одинакова;
параметры аппарата и метод обработки продукта одинаковы.
Значение Ер аппарата зависит от его способности эффек-
тивно разделять материал близкой плотности. В свою очередь,
легкость или трудность разделения зависят от содержания в пи-
тании материала близкой плотности. Питание с малым содер-
жанием материала близкой плотности (менее 5 % ±50 кг/м3)
может быть эффективно разделено даже в аппарате с низким
значением Ер; наоборот, материал с большим содержанием ми-
нералов близкой плотности (более 20 % ±50 кг/м3) требует
очень эффективного сепаратора с очень высоким значением Ер.
Другие факторы эффективности могут быть определены при по-
следовательном испытании в тяжелых жидкостях (см. гл. 4).
Если тяжелосредная сепарация используется для предвари-
тельного обогащения, то критерием оценки является макси-
мальный выход отходов с возможно меньшим содержанием
ценного минерала. Определив значение Ер сепаратора и распре-
деление по плотности металла, рассчитаем плотность разделе-
ния и выход отходов при требуемом извлечении металла.
Например, при предварительной концентрации гипотетиче-
ской касситеритовой руды требуется извлечь не менее 95 %
олова. Если руда перерабатывается в аппарате с эффективной
плотностью разделения 2750 кг/м3, то при распределении тя-
184
Рис. 9.31. Взаимосвязь между извле-
чением и отходами при различной
эффективной плотности разделения:
1 — требуемое извлечение 95 %
Рис. 9.30. Относительная эффектив-
ность статического (1) и динамиче-
ского (2) сепараторов
желой и легкой фракций, приведенном в табл. 9.5, Ер = 0,04.
Извлечение в этом случае составляет только 93,9%. Используя
данное значение Ер и распределение компонент при различной
плотности, определим зависимость извлечения в тяжелую фрак-
цию и выход отходов (рис. 9.31). Отсюда видно, что эффек-
тивная плотность при извлечении 95 % равна 2725 кг/м3, выход
отходов при этом составляет 57 % питания.
Области применения. Тяжелосредная сепарация имеет раз-
нообразное применение; ее можно использовать для разделения
почти любого материала с двумя и более компонентами раз-
личной плотности. Верхняя граница крупности определяется
ТАБЛИЦА 9.5
Разделение гипотетической касситеритовой руды тяжелосредной сепарацией
Диапазон плотно- сти, кг/м3 Средняя плотность, кг/м3 Питание Выход, % Извлечение, % Распределе- ние Sn, %
Выход, % Содержание Sn, % Распределен 1 кие Sn, % I ! Легкая фракция 1 Тяжелая фракция Легкая фракция 1 Тяжелая фракция Легкая фракция Тяжелая фракция
<2550 2500 1,2 0.002 0.01 1,20 0 100 0 0,01 0
2550—2600 2575 4,9 0,03 0,21 4,9 0 100 0 0.21 0
2600—2650 2625 21,3 0.04 1,26 21,23 0,17 99.2 0,8 1,25 0,01
2650—2700 2675 22,6 0,04 1,35 20,41 2,39 89,5 10,5 1,20 0,14
2700—2750 2725 21,6 0,09 2,82 13,86 7,34 65,4 34,6 1,84 0,97
2750—2800 2775 10,5 0,16 2,50 3,67 6.93 34,6 65.4 0,86 1,64
2800—2850 2825 8,4 0,37 5,58 0.88 7,52 10,5 89,5 0,48 4,10
2850—2900 2875 3.2 1,21 5.71 0,06 3,14 1.8 98,2 0,10 5,61
>2900 2900 6,3 8,78 81,56 0,01 6,29 0,2 99,8 0,16 81,40
Исходная — 100 0,68 | 100 66,22 33,73 66,2 33,8 6,13 93.87
185
эффективной крупностью раскрытия двух составляющих; неко-
торые аппараты способны перерабатывать материал даже круп-
ностью 1 м. Нижняя граница при динамической тяжелосредной
сепарации определяется крупностью, при которой может быть
достигнута эффективная регенерация среды.
Главное применение тяжелосредной сепарации — обогащение
угля, где наряду с отсадочными машинами является одним из
двух наиболее важных методов. В большинстве случаев тяже-
лосредная сепарация значительно более эффективна, чем от-
садка [39, 51], однако это более дорогой процесс и, следова-
тельно, применяется для обогащения более трудных крупных
углей большим содержанием материала близкой плотности или
для получения низкозольных металлургических углей.
Разные углеобогатительные предприятия предпочитают раз-
личные аппараты. Например, на новых фабриках фирмы «Ней-
шенел коал Боард» в основном применяют барабаны Вемко и
сепараторы Дрюбой для обогащения крупного угля, циклоны
DSM и сепараторы Ворсил для обогащения мелкого угля; но
не применяют сепараторы Дайна Вайэрлпул и водные гидро-
циклоны. В Европе очень популярны барабаны Теска и цик-
лоны DSM.
Южноафриканские угли трудны для обогащения, так как
в них большое содержание материала близкой плотности. Бо-
лее того, они в основном экспортируют металлургический уголь
с низким содержанием золы. Для их получения в основном
применяются барабаны Вемко и сепараторы Норволт для круп-
ного угля, а также циклоны DSM и сепараторы Дайна Вайэрл-
пул для тонкого [35].
Широкий диапазон аппаратов для обогащения угля эксплуа-
тируется в Северной Америке: включает барабанные и корыт-
ные сепараторы для крупного угля; циклоны DSM, сепараторы
Дайна Вайэрлпул и водные циклоны для более мелких углей.
В Горном Бюро США проведены исследования по сравнению
эффективности устройств для обогащения угля различных ти-
пов [21, 22, 23, 36, 54].
В то время как объем угля, перерабатываемого тяжелосред-
ной сепарацией, возможно, превышает все другие, взятые
вместе, с ее помощью перерабатывается также большое коли-
чество промышленных минералов и руд.
Переработка железных руд является главным применением
тяжелосредной сепарации и одно время составляла около поло-
вины переработки неугольного сырья [4], особенно в США.
Применяется как статическая, так и динамическая тяжелосред-
ная сепарация, но в основном процесс Стрипа. В Южной Аф-
рике разделение проводится при плотности выше 3800 кг/м3 [64].
Типичные характеристики тяжелосредной сепарации железных
руд приведены в табл. 9.6 [4, 20, 40].
186
ТАБЛИЦА 9.6
Показатели тяжелосредной сепарации железных руд
Сепаратор Руда Плотность раз- деления, кг/м3 Содержание Fe, % Концентрат Извлечение Fe, О.
Тип Крупность Выход, % Содержание Fe, %
Барабан Сидерит 100—10 2950 28 87 31,8 97,7 1,12
DSM Оолит 8—3 2640 26 72 32,7 84,0 1,24
Стрипа Гематит 60—6 3080 35 64 49 94 1,4
DWP Гетит 3—0,5 2710 47 73 57 91 1,21
Предварительное обогащение свинцово-цинковых сульфид-
ных руд—это главное применение тяжелосредной сепарации,,
так как эти руды обычно богатые и часто крупнозернистые,
плотность рудных и породных минералов в которых значи-
тельно различается. Впервые в этой области были применены
система Хантингтон-Хебелейн на предприятии Коминко в Бри-
танской Колумбии [37] и сепаратор Дайна Вайэрлпул на фаб-
рике «Маскот» фирмы «Америкен цинк», США [49]. Одна из
наиболее современных — новая тяжелосредная установка на
фабрике «Маунт-Айза», Австралия [46]. Эти и другие примеры
применения тяжелосредной сепарации для свинцово-цинковых
руд подробно рассмотрены в гл. 30.
Тяжелосредная сепарация успешно применяется для предва-
рительного обогащения оловянных и вольфрамовых руд, где
различие в плотности между рудой и вмещающей породой зна-
чительно. Типичными являются системы на двух оловянных
рудниках в Корнуэлле (см. гл. 26), динамические системы на
Ренисон Тин [10] и на вольфрамовом руднике Энрамада в Бо-
ливии [19]; тяжелосредная сепарация оловянных руд также ис-
пользуется в Советском Союзе [33].
Тяжелосредная сепарация — наиболее важный процесс пред-
варительного обогащения при извлечении алмазов [12, 13], как
описано в гл. 30. Она также применяется для предваритель-
ного обогащения и других промышленных минералов, включая
андалузит [45], барит, магнезит [17], флюорит, гипс [40], хромит
[27], сподумен [47], калийные минералы и др.
После первого успешного применения на предприятии «Рой-
ял Канадиен Эрфорс», Манитоба, Канада [52] тяжелосредная
сепарация также нашла широкое применение для обогащения
сростков.
Действительно, настолько многосторонне и эффективно ис-
пользование тяжелосредной сепарации, что ее применение
должно быть серьезно исследовано в каждом отдельном случае.
187
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Abbott, Bateman, /(. W. and Shaw, S. R. (1969). The Vorsyl Se-
parator. 9th Commonwealth Min. and Metall. Cong. London, Paper 33
19 PP.
2. Adorjan, L. (1981). Mineral Processing. Min. Ann. Review 243—244.
3. Anon (1951). Heavy-media Separation Processes for Coal Preparation.
Mineral Dressing Notes No. 18 Am. Cyanamid Co. Jan. 36 pp.
4. Anon (1963). The Role of Heavy-Media Separation —a Survey of
Modern Applications. Eng. and Min. J. 164 (5) May 80—87.
5. Anon (1983). Dense Media Separation — Equipment Manufacturers and
plant Constructors. Min. Mag. Dec. 461—467.
6. Armstrong, M. P. and Cammack, P. (1969). The Hirst Fine Coal
Washer. 9th Commonwealth Min. and Metall. Cong. London Paper 30 19 pp.
7. Austin, E. and Irwin, W. (1970). The NCB Vorsyl for Cleaning Small
Coal. Presented to N. W. Midlands Sec. Coal Prep. Soc. Doncaster Jan.
8. Bath, M. D„ Duncan, A. J. and Rudolph, E. R. (1973). Some Factors
Influencing Gold Recovery by Gravity Concentration. J. S. Afr. Inst. Min. and
Metall. June 363—384.
9. Bitzer, E. C. (1951). Finding a way to Handle the HMS Middlings
Problem. Eng. and Min. J. Nov. 91—95.
10. Capps, P. G„ Henley, K. J. and D’Rozario, H. L. (1982). Application
of the Heavy Media Cyclone in the Treatment of Tin Ores. Seminar on Be-
nef. of Tin and Assoc. Miner. Bangkok SEATRAD. Nov. 12 pp.
11. Chance, T. M. (1924). Application of Sand Flotation Process to the
Preparation of Bituminous Coal. Trans. Am. Inst. Min. and Met. Eng. 70
740—749.
12. Chaston, I. R. M. (1973). Heavy Media Cyclone Plant Design and
Practice for Diamond Recovery in Africa. IOth Inter. Miner. Proc. Cong.
Inst. Min. and Metall. London 257—276.
13. Chaston, I. R. M. and Napier-Munn, T. J. (1974). Design and Ope-
ration of Dense Medium Cyclone Plants for the Recovery of Diamonds in
Africa. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 74 Dec. 120—131.
14. Cohen, E. H. and Isherwood, R. J. (1960). Principles of Dense Media
Separation in cyclones. 10th Inter. Miner. Proc. Cong. London 1MM 573—
591.
15. Collins, B., Napier-Munn, T. J. and Sciarone, M. (1974). The Produc-
tion, Properties and Selection of Ferrosilicon Powders for Heavy Medium
Separation. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 74 Dec. 103—119.
16. Collins, D. N„ Turnbull, T„ Wright, R. and Ngan, W. (1983). Sepa-
ration Efficiency in Dense-media Cyclones. Trans. Inst. Min. and Metall. 92
Sect. C. March C38—C50.
17. Cordes, H. (1982). The Preparation of Magnesite. Aufbereitungs-
Technik (9) 482—9.
18. Davies, D. S„ Dreissen, H. H. and Oliver, R. H. (1963). Advances
in Hydrocyclone Heavy Media Separation Technology for Fine Ores. 6th
Inter. Miner. Proc. Cong. Cannes, France.
1'9 . Davila, О. M. (1977). Conventional and Dynamic Heavy Media Pre-
concentration applied to the Treatment of Ores of Tin and Tungsten. Inter.
Symp. on Tin. LaPaz Bolivia 30 pp.
20. Dessenibus, A., Ferrara, G., Guasascio, M., Musso, L„ Quay, V. and
Ruff, H. J. (1982). Plant Operation of a New Heavy Media Dynamic Con-
centrator for Metallic and Non-metalliic Ore Processing 12th Inter. Miner.
Proc. Cong. Toronto CIM Paper IX-6 12 pp.
21. Deurbrouck, A. (1974). Performance characteristics of Coal-washing
Equipment: hydrocyclones. USBM Report of Invest. 7891 12 pp.
22. Deurbrouck, A. W. and Hudy, I. Jr. (1965). Performance Characte-
ristics of Coal Washing Equipment: Sand Cones. USBM Rep. of Invest.
6606 26 pp.
188
23. Deurbrouck, A. W. and Hudy, J. Jr. (1972). Performance Characte-
ristics of Coal-washing Equipment: Dense Medium Cyclones USBM Ren on
Invest. 7673 34 pp.
24. DeVaney, F. D. and Shelton, S. M. (1940). Properties of Suspension
Media for Sink Float Separation. USBM Rep. on Invest. 3469R.
25. Driessen, M. G. (1945). The use of Centrifugal Force for Cleaning
Fine Coal and Heavy Liquids and Suspensions with Special Reference to
the cyclone washer. J. Inst. Fuel 19 33—45.
26. Driessen, H. H. and Absil, J. (1981). Theory Practice and Develop-
ment of the DSM Heavy Medium Cyclone Process for Minerals. Min Eng
33 (10) Oct. 1507.
27. Ergunal, F. (1980). Chromite Mining and Processing at Kavak Mine,
Turkey. Trans. Inst. Min. and Metall. 89 Sect. A (Oct) A179—A184.
28. Falconer, R. A. and Lovell, H. L. (1967). The Response of Varying
Hydrocyclone Cone angle in Fine Coal Cleaning. Trans. Am. Inst. Min Eng.
238. Dec. 346—354.
29. Ferrara, G. and Ruff, H. J. (1982). Dynamic Dense Medium Separa-
tion Processes (1) Erzmetall 35 (6) 294—299.
30. Geer, M. R. and Yancey, H. F. (1948). Preliminary American Tests
of a Cyclone Coal Washer Developed in the Netherlands. Trans. Am. Inst.
Min. Eng. 177 220—239.
31. Gochin, R. J. and Smith, M. R. (1983). Dense Medium Sepa-
ration — an Introduction to the Theory and Practice. Min. Mag. Dec. 453—
460.
32. Goodrich, M. F. (1978). Use of Water-only Cyclones as Clean Coal
Scalpers Proceeding Heavy Media Cyclones. Min. Eng. Oct. 1448—1453.
33. Гуляихин E. В., Котляров В. Г., Жуйков Л. М. О совмещении само-
измельчения и обогащения руд в тяжелых суспензиях. — Цветные металлы.
1969, № 5, с. 22.
34. Horsfall, D. W. (1982). Current Practice and Future Developments
in the Beneficiation of Coal in South Africa. In Glen, H. W. (Ed.) Proc.
12th Cong, of the Council of Min. and Metall. Inst. 2 S. A. I. M. M. Johan-
nesburg 491—504.
35. Horsfall, D. W. and Bain, A. (1972). Landau Low Ash Plant. Coal
Gold and Base Metals. Aug.
36. Hudy, J. Jr. (1968). Performance Characteristics of Coal Washing
Equipment Dense Medium Cyclones. USBM Rep. on Invest. 7673 34 pp.
37. Jacobi, H. P. (1978). Cominco Ltd.— Sullivan Concentrator. In Pic-
kett, D. E. (Ed.) Milling Practice in Canada С. I. M. Special Vol. 15 208—
214.
38. Krijgsman, C. (1952). The Dutch State Mines Cyclone Washer. Symp.
on Coal Prep. Leeds 83—112.
39. Krijgsman, C. (1960). The Dutch State Mines Dense-Medium Cyclone
Washer. Colliery Eng. Aug. 328—332. Sept. 383—386.
40. Lien, T. J. and Bhappu, R. B. (1978). Heavy Media Separation-Me-
tallurgical Operating and Economic Characteristics of the Dyna Whirlpool
Separator. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.) Mineral Processing
Plant Design A. I. M. E. New York 502—519.
41. Litter, D. I. (1981). Coal Desulphurization and Demineralization with
Low-cost High Capacity Centrifugal Cyclone Separators. Symp. on Coal
Prep, and Utilization Louisville, Ky. Oct.
42. Лопатин А. Г., Барышников И. Ф. Совершенствование гравитацион-
ного обогащения золотосодержащих руд. — Цветные металлы, 1972, № 10,
с. 78—81.
43. McNally Pitsburg Со. (1983). McNally Coal Cleaning Brochure
30 PP-
44. Mearle, J. J., Jackson, C. R„ Burkitt, C. (1970). Application of
a Dense Medium Vessel to Upgrade Bituminous Coal by Low Gravity Sepa-
ration 5th Inter. Coal Prep. Cong. Tokyo Paper E5 11 pp.
189
1
45. Muchart, H. and Lafosse, J. (1979). Treatment of Andelusite using
Dense Gravity Separation. Revue Indust. Miner. (4) Nov.
46. Munro, P. D., Schache, I. S., Park, W. G. and Watsford, R. M. S.
(1982). The Design, Construction and Comissioning of a Heavy Medium
Plant for Silver-Lead-Zinc Ore Treatment — Mount Isa Mines Ltd. 14th In-
ter. Miner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Paper VI-6 20 pp.
47. Munson, G. A. and Clarke, F. F. (1955). Mining and Concentrating
Spodumene in the Black Hills, South Dakota. Trans Am Inst Min. Eng
Nov. 1041 — 1044.
48. Palowitch, E. R. and Deurbrouck, A. W. (1968). Wet Concentration
of Coarse Coal — Part 1: Dense Medium Separation. In Leonard, J. W. and
Mitchell, D. R. (Eds.). Coal Preparation 3rd Edn. Am. Inst. Min. Eng. New
York 9—1 to 9—37.
49. Polhemus, J. H. and Ammon, R. I. (1966). First application of Dyna
Whirlpool Process to Zinc. Ores: Treatment of Zinc Ore at Mascot Mill of
American Zinc. Co. J. of Tennessee. Trans. Inst. Min. and Metall. Sect. C.
Mar. C126.
50. Pryor, E. J. (1965). Mineral Processing 3rd Edn. Chapter 12 263—
294. _
51. Raymond, B. and Payne, B. (1979). Recent Advances in Canadian
Coal Preparation. С. I. M. Bull. Feb. 110—114.
52. Ruff, H. J. (1961). Dense Media Separation as applied to Aggregate
Prepartion. Quarry Man. J. June 1—8.
53. Sealy, G. D. and Howell, IF. F. (1977). Magnetic Recovery of Medium
from Heavy Media Circuits. World Coal 3 (6) June 35—37.
54. Sokaski, M. and Geer, M. R. (1963). Cleaning Unsized Fine Coal in
a Dense Medium Cyclone Pilot Plant. USBM Rep. on Invest. 6274 25 pp.
55. Sokaski, M., Geer, M. R. and Yancy, H. F. (1968). Wet Concentration
of Fine Coal. Part 1: Dense Medium Separation. In Leonard J. W. and Mit-
chell, D. R. (Eds). Coal Preparation 3rd Edn. Am. Inst. Min. Eng. New York
10—1 to 10—18.
56. Srinivasa, V. P. (1981). Heavy Media Separation. Paper Presented
to AIME Annual Meeting Chicago, Feb. 15 pp.
57. Svensson, J. (1980). The Stripa Process of Dense Medium Separation.
Min. Mag. Nov. 480—487.
58. Symington, R. (1957). Dense Medium Coal Washing. In Cremer,
H. W. (Ed). Chemical Engineering Practice — 3 — Solid Systems Butterworths.
Chapter 11.
59. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing J. F. Wiley
11—104 to 11 — 123.
60. Taylor, B. S., Chen, W. L. and Chedgy, D. G. (1978). Feed to Zero
in Heavy Medium Cyclones. Ann. Meet. Am. Inst. Min. Eng. Denver, CO.
8 PP-
61. Van Der Walt, P. J. (1960). Dense Medium Washer Designed spe-
cially for South African Coals. Coal and Base Metals of Southern Africa.
May.
62. Visman, J. (1961). Cleaning Fine Coal in a 3 Stage Water Cyclone
Circuit. Trans. Can. Inst. Min. and Metall. 64 273—277.
63. Visman, J. (1966). Bulk Processing of Fine Materials by Compound
Water Cvclones. С. I. M. Bull. March 333—346.
64. Voges, H. G. (1975). The use of Heavy-medium Separation in the
Processing of Iron Ores. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 78 June 303—6.
65. Walker, G. B. and Polhemus, J. H. (1966). Dyna Whirlpool Process:
a New Concept in Mineral Beneficiation. Annual Mtg. Am. Inst. Min. Eng.
New York 17 pp.
66. Wills, B. A. (1981). Mineral Processing Technology. Permagon Press.
Chapter 11 286—315.
67. Wills, B.\ A. and Lewis, P. A. (1980). Applications of the Dyna.
Whirlpool in the minerals industry. Min. Mag. Sept. 256—257.
190 ' '
68. Wilson, C. G. (1978a). Heavy Media Separation Flowsheet Develop-
ment. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral Processing Plant
Design. A. I. M. E. New York 520—538.
69. Wilson, C. G. (1978b). Heavy Media Separation. Paper presented to
Short Course on Gravity Concentration. Reno, Nev. 13 pp.
70. Zimmerman, R. E. (1978). The Japanese Swirl Cyclone. Min Eng
30 Feb. 189—193.
Глава 10 '
ОТСАДКА
Отсадка —один из наиболее распространенных способов
обогащения. Вместе с тяжелосредной сепарацией, рассмотренной
в предыдущей главе, она составляет более половины процессов
переработки угля. Это также один из главных процессов
обогащения, используемых на оловянных драгах Юго-Восточ-
ной Азии и в других местах. Диапазон материалов, обогащае-
мых отсадкой, простирается от угля до алмазов и от золота до
строительных материалов.
Отсадка — процесс разделения разных минералов в жид-
кости путем расслоения, основанного на движении постели ча-
стиц, ритмически разжижаемой пульсацией жидкости в вер-
тикальном направлении. Разделение частиц происходит по-
слойно в порядке нарастания их плотности от верхнего слоя
к нижнему. Это расслоение частиц происходит под действием
нескольких непрерывно изменяющихся сил, действующих на
частицы, и больше связано с плотностью частиц, чем большин-
ство других процессов гравитационного обогащения.
Принципиальная схема отсадочной машины показана на
рис. 10.1. В основном она состоит из открытой емкости, напол-
ненной жидкостью (обычно водой), с горизонтальным или
слегка наклоненным отсадочным решетом у верхнего конца,
которое поддерживает частицы (постель) и через которое жид-
кость протекает в переменном направлении. В отсадочной ма-
шине имеются также устройства для непрерывного приема
сырой руды, для пульсации воды в регулируемом режиме (при-
водной механизм отсадочной машины) и для разделения рас-
слоенной постели на два или более потока продуктов. В ней
предусмотрено удаление концентрата «над» решетом или «че-
рез» решето.
Если в машине предусмотрена разгрузка концентрата «че-
рез» решето или если в питании недостаточное содержание тя-
желых частиц, то постель на решете содержит слой «грубых»,
или крупных, частиц с плотностью, средней между плотностью
разделяемых минералов.
В процессе работы постель делается «жидкой» под дейст-
вием пульсирующих струй жидкости, что обеспечивает ее рас-
191
Рис. 10.1. Принципиальная схема отсадоч-
ной машины:
/ — отсадочная постель; 2 — дробленая руда; 3—
отсадочное решето
слоение. Эти струи могут быть направлены все вверх (только
«нагнетание»), все вниз («всасывание») или попеременно вверх
и вниз. В каждом случае пульсация может быть симметричной
и асимметричной. При медленном движении вверх слой по-
стели и пульпы обычно поднимается как единая масса, в то
время как быстрый подъем мешает его распространению, раз-
рыхляя всю массу. При движении вниз он опять медленно уп-
лотняется. В идеале следует регулировать это разрыхление по-
стели материала таким образом, чтобы более тяжелые и мелкие
частицы проникали в промежутки между частицами постели,
в то время как более крупные тяжелые опускались в условиях,
близких к стесненному падению.
В большинстве отсадочных машин применяют пульсирую-
щий поток воды; однако в некоторых машинах вода неподвижна,
а пульсирует само решето. В последнем случае «нагнетание»
происходит при движении вниз, а «всасывание» — при движе-
нии вверх.
Принцип действия. Теоретические аспекты. Хотя отсадка
применяется уже более 1000 лет, до сих пор нет единой теории,
полностью объясняющей процесс с точки зрения эффективности
разделения. Все разработанные теории частные, так как очень
трудно точно исследовать, что происходит в действительности
в промышленном процессе. Предложен ряд теорий, однако или
для них отсутствуют экспериментальные доказательства, или
условия экспериментов, на которых они базируются, слишком
идеализированы. Эти теории подробно рассмотрены в гл. 6.
Существуют два подхода к теории отсадки. При классиче-
ском подходе рассматривают движение индивидуальных частиц,
при другом подходе рассматривают постель как единое целое.
Механизмы, основанные на классической теории, включают
в себя дифференцированное ускорение, стесненное осаждение и
просачивание в промежутки постели; все это, вероятно, встре-
чается в большей или меньшей степени во всех отсадочных ма-
шинах в зависимости от совершенства действующего цикла от-
садки (рис. 10.2).
192 ’
Рис. 10.2. Механизмы отсадки применительно к четырем сферическим ча-
стицам:
а — дифференцированное ускорение; б — стесненное осаждение; в — просачивание в про-
межутки; 1— легкие частицы; 2 — тяжелые частицы; I — начальное положение (Г=0);
II — положение через короткое время (доли секунд); 777 — конечное положение
Дифференцированное ускорение частицы —
это ее ускорение в момент начала движения. Оно зависит
только от относительной плотности минерала и жидкости. Круп-
ность частицы не влияет на него.
Из этого следует, что, если повторение падения будет до-
статочно частым, а продолжительность достаточно малой, то
расстояние, пройденное разнородными частицами, будет больше
зависеть от их начального ускорения, чем от конечной скорости.
При таких условиях наблюдается расслоение на основе только
плотности.
Классификация при стесненном падении. Через
некоторое время частицы достигают своей конечной скорости.
Конечная скорость одиночной частицы, оседающей в жидкости,
может быть вычислена как скорость свободного падения или
по формуле Стокса (для тонких частиц), или по формуле Нью-
тона (для грубых частиц), или как некоторая средняя (дляча-
стиц средней крупности). Однако по мере того, как количество
частиц в жидкости увеличивается, проявляется эффект «тол-
7 Заказ № 1987 193
пящихся» частиц и скорость их падения уменьшается. Система
будет вести себя как тяжелая жидкость с плотностью, отличаю-
щейся от плотности «первоначальной жидкости»; это явление
известно как «стесненное осаждение» (см. гл. 8).
Конечная скорость зависит скорее от массы частиц, чем от
их плотности.
Просачивание в промежутках. В конце нисходя-
щего движения потока по мере того, как постель начинает уп-
лотняться, крупные частицы начинают смыкаться, а более
мелкие зерна продолжают двигаться вниз в промежутках между
крупными частицами под действием гравитационных сил. Тон-
кие зерна не могут осесть так быстро в течение этой фазы «про-
сачивания» также, как и во время стадий начального ускорения
или классификации, однако, если фазу просачивания сделать
достаточно продолжительной, то извлечение тонких тяжелых
частиц будет значительным.
Потенциальная энергия. Основные принципы альтер-
нативной концепции, первоначально сформулированные Майе-
ром [35] заключаются в следующем: пульсация воды способст-
вует вскрытию постели и, таким образом, более плотные ча-
стицы могут двигаться вниз через нее; или, другими словами,
вскрытая постель позволяет освободить потенциальную энер-
гию смешанной постели путем ее расслоения и снижения кажу-
щегося центра тяжести разрыхленной постели.
Теория Майера, рассматривающая постель как единое це-
лое, со временем завоевала большую популярность, но с боль-
шими оговорками.
Концепцию центра тяжести Майера обычно представляют
как альтернативу классическому гидродинамическому подходу,
хотя это и является спорным: скорее две теории могут быть рас-
смотрены как дополняющие друг друга. Теория центра тяжести
не объясняет, каким образом более плотные частицы движутся
через постель, и следовательно, не может полностью описать
процесс сепарации.
Цикл отсадки. Пульсация жидкости в отсадочной ма-
шине создается или механически, посредством возвратно-по-
ступательного движения поршня, или пульсацией воздуха или
воды, ритмично подаваемых через специальный клапан в от-
садочную машину. В первом случае происходит как нагнетание,
так и всасывание, во втором — цикл состоит только из пуль-
сации.
Изменение формы волны зависит от соотношения циклов,
в течение которых действуют разные механизмы концент-
раций.
Различные циклы отсадки будут подробно рассмотрены да-
лее, здесь же рассмотрим лишь синусоидальное, или простое
гармоническое движение. Этот цикл самый простой для меха-
194
ется в механических, или поршневых, отсадочных машинах.
На рис. 10.3 показаны графики перемещения жидкости в от-
садочной поршневой машине и ее скорости. Положительная ско-
рость показывает на восходящий поток воды, а отрицатель-
ная— на нисходящий. Необходимо подчеркнуть, что поток оп-
ределяет движение жидкости, а не минерала.
Вертикальная скорость потока через постель пропорцио-
нальна скорости поршня. Когда эта скорость максимальна, ско- .
рость потока через постель также максимальна.
В начале цикла восходящий поток воды увеличивается от
точки А; ускорение потока таково, что он поднимает постель,
но без разрыхления, как целое. В точке В, хотя скорость потока
и продолжает увеличиваться, его ускорение уменьшается и по-
стель начинает разрыхляться ото дна, распространяясь в виде
ослабляющейся волны вверх.
От точки В до точки С происходит стесненное осаждение
частиц в восходящем потоке. Тонкие частицы с низкой плот-
ностью двигаются вверх быстрее, чем крупные частицы с вы-
сокой плотностью. В точке С вероятность для самых тонких
частиц, как тяжелых, так и легких, уноситься вверх с потоком
наибольшая. Между точками С и D поднимающая сила восхо-
дящего потока, действующая на частицы, тратится на преодо-
ление гравитационных сил и скорость частиц достигает нуля
в точке D, несмотря на то, что скорость потока все еще направ-
лена вверх. В этой точке преобладает механизм дифференци-
ального ускорения, все частицы меняют направление и начи-
нают падать. Частицы продолжают падать в течение периода^
D—Е по механизму стесненного осаждения.
7* . 195 .
В течение периода всасывания Е—F поток жидкости направ-
лен вниз и частицы двигаются к поддерживающему решету.
Частицы с большей плотностью, перемещенные вверх на наибо-
лее короткое расстояние и двигающиеся вниз с наибольшей ско-
ростью, оседают первыми. За ними следуют самые крупные ча-
стицы с низкой плотностью, «закупоривая» постель, в то время
как другие медленно двигающиеся частицы продолжают осе-
дать по механизму просачивания в промежутках между более
крупными частицами.
Соотношение между периодами отсадки, в течение которых
постель находится под действием всасывания или в фазе про-
сачивания, непосредственно влияет на эффективность отсадки.
В течение этой фазы постель опять «закрывается» и сепарация
происходит только у дна постели; постель может принимать
в себя новый материал из зоны питания [44].
Следовательно, отсадочным машинам с циклом, характери-
зующимся только «нагнетанием» (пульсационные отсадочные
машины), присуща большая эффективность, чем отсадочным
машинам поршневого типа с циклами нагнетания и всасыва-
ния. Такая эффективность, однако, достигается только за счет
извлечения тонких тяжелых фракций, обычно извлекаемых в пе-
риод фазы просачивания.
Один полный цикл отсадки схематично показан на рис. 10.4.
Простой гармонический цикл отсадки можно модифициро-
вать, добавляя постоянный поток промывной воды, способст-
вующей разрыхлению постели (рис. 10.5). При добавлении про-
мывной воды уменьшаются интенсивность и продолжительность
всасывания; при большом расходе промывной воды всасывание
может быть полностью исключено. Сырая руда в таком случае
легче пропитывает постель и горизонтальное движение пита-
ния через отсадочную машину также улучшается. Однако уве-
личиваются потери тонких частиц частично потому, что добав-
Рис. 10.4. Диаграмма, представляющая цикл отсадки для четырех частиц
различной крупности и плотности:
/ — начальное положение; // — нагнетание; /// — дифференцированное ускорение; IV —
то же и стесненное осаждение; V — то же н внутреннее просачивание
196
Рис. 10.5. Скорость жидко-
сти при добавлении промыв-
ной воды:
] — поток, возникающий под
действием промывной воды
ляемая вода увеличивает как восходящий поток воды при на-
гнетающем (прямом) ходе поршня, так и горизонтальный по-
ток через отсадочную машину.
В некоторых отсадочных машинах промывную воду добав-
ляют только при всасывающем (обратном) ходе поршня, таким
образом уменьшая или полностью нивелируя эффект просачи-
вания и в то же время не вызывая чрезмерного поднятия по-
тока воды в течение стадии нагнетания.
Горизонтальное движение. Необходимое условие отсадки —
производство и сохранение расслоения постели, состоящей в ос-
новном из верхнего, или транспортирующего, слоя, грубого
слоя и сепарационного слоя (рис. 10.6).
Функции верхнего слоя заключаются в следующем: распро-
странить питание, поступающее в отсадочную машину, таким
образом, чтобы все частицы достигли грубого слоя, и доставить
шламы и другой негодный материал к сливному порогу как
можно быстрее. Верхний слой тонкий и жидкий.
Рис. 10.6. Распределение потока и твердого в постели отсадочной машины,
нагруженной двумя минералами с промежуточной фракцией:
а — верхний слой; Ь — грубый слой; с — сепарационный слой
197
Отсадка посредством механизмов, описанных выше, проис-
ходит в грубом слое и в слое сепарации. В грубом слое легкие
частицы немедленно отбрасываются назад в верхний слой, а ча-
стицы неопределенной плотности проходят вниз к сепарацион-
ному слою так быстро, как это возможно. Сепарационный слой—
слой, который принимает и пропускает тяжелые частицы и
отбрасывает средние частицы.
На рис. 10.6 показана схема полностью нагруженной по-
стели большой протяженности из двухминеральной руды со
сростками. Шламы, состоящие как из тяжелого, так и из лег-
кого минералов, остаются в верхнем слое и быстро проходят
вместе с ним к сливному порогу. Внутри грубого слоя малень-
кие и плоские частицы крупностью, равной крупности частиц
постели, составляют верхнюю часть слоя, а большие легкие
частицы составляют нижнюю часть слоя. Общий слой движется
горизонтально вдоль отсадочной машины к сливному порогу и
там разгружается через него.
Крупные тяжелые частицы быстро оседают через грубый
слой в сепарационный и затем — на решето, за ними следуют
тонкие тяжелые частицы, которые просачиваются между части-
цами постели к ее дну и через отверстия в решете. Крупные
тяжелые частицы только медленно движутся к месту разгрузки
концентрата в конце отсадочной машины.
Сростки, если позволяет время, попадают в данный слой
только в зависимости от их плотности. При этом происходит
общее разделение их по плотности, при котором тяжелые
сростки данной крупности ложатся под более легкими срост-
ками той же крупности, а крупные зерна более легких сростков
ложатся ниже мелких тяжелых сростков. Это значит, что слой
стремится к однородному составу по плотности от вершины ко-
дну и более эффективно всплывают легкие частицы.
Удаление концентрата через решето обычно применяют,,
когда перерабатывается тонкое или широко классифицирован-
ное питание; удаление над решетом используется для крупного
или узкоклассифицированного материала.
В первом методе в качестве постели применяется дробленая
руда крупностью больше размеров отверстий решета и с плот-
ностью средней между плотностью легких и тяжелых частиц.
Это гарантирует то, что она останется на дне постели (рис. 10.7).
Во втором методе решето имеет меньшие отверстия, чем раз-
мер самых мелких перерабатываемых частиц. Удаление при-
донного осевшего слоя производится посредством шиберного
разгрузчика с регулируемой высотой или роторного затвора
с регулируемой скоростью, что позволяет отводить определен-
ное количество концентрата (рис. 10.8).
Резюме о механизме отсадки. Суммируя движение частиц
можно установить следующее [49].
198
Хвосты
Рис. 10.7. Отсадка через решето: '' ’
а — постель, закрытая для просачивнаи»; б — открытая постель, через которую про-
ходят крупные тяжелые частицы; 1 — дробленая руда; 2 — концентрат
A
Рис. 10.8. Разгрузка над решетом:
1 — устройство для разгрузки концентрата
Верхний слой постели обычно проходят все частицы пита-
ния, за исключением тех частиц, которые настолько малы, что
остаются во взвешенном состоянии в воде и движутся скорее
под действием потока воды, чем под действием постели.
Грубый слой постели не впускает в себя все зерна с плот-
ностью ниже собственной в пределах крупности собственных
зерен. Здесь, однако, останавливаются все крупные зерна пу-
стой породы, которые дальше не проникают. Все тяжелые ми-
нералы пропускаются в сепарационный слой. Постепенно за
счет верхнего слоя создается слой частиц средней плотности,
не проникающих вниз и проталкиваемых к разгрузочному концу.
Сепарационный слой постели исключает из себя все зерна
с плотностью меньше, чем плотность зерен, составляющих пос-
тель, но крупностью, равной крупности зерен, составляющих
постель.
Зерна с равной или большей плотностью, чем частицы пос-
тели, будут проникать в нее на какой-то данный уровень в за-
висимости от крупности, за исключением больших плоских зе-
рен и зерен много меньших, если скорость восходящего потока
значительно больше, чем нисходящего.
Самые мелкие зерна могут быть удержаны в постели, что
определяется размером отверстий решета и скоростью водных
потоков в постели.
Типы отсадочных машин. Не удивительно, что для такого
широко применяемого процесса как отсадка разработано боль-
199
шое число различных типов отсадочных машин, а также ряд
моделей каждого типа.
Первая отсадочная машина была ручной; такие машины
обычно уже не употребляются, кроме как для лабораторных и
исследовательских целей.
Механические отсадочные машины, которые были разрабо-
таны на основе этих древних машин, могут быть в общем виде
классифицированы в зависимости от метода эффективного рас-
ширения постели: на те, в которых обрабатываемый материал
движется через воду (подвижное решето), и на те, в которых
вода движется через материал (неподвижное решето). Отсадоч-
ные машины с неподвижным решетом могут быть подразделены
в соответствии со способом передачи движения воде, например,
поршневые, диафрагмовые, с пульсирующим клапаном и т. д.
Машины обоих основных типов могут быть, в свою очередь,
подразделены в зависимости от способа удаления тяжелого про-
дукта. В одних из них основная часть тяжелого продукта удер-
живается на решете и постоянно разгружается каким-либо спе-
циальным механизмом. В других тяжелый продукт проходит
через решето, на котором имеется искусственная постель из
тяжелого материала крупнее размеров отверстий решета.
Имеются отсадочные машины для переработки минераль-
ного сырья, где ценный компонент тяжелее породы, другие раз-
работаны для сырья, где ценный компонент легче породы (на-
пример, уголь).
В табл. 10.1 приведена такая классификация отсадочных ма-
шин различных типов, которые более подробно описаны ниже.
Конструкции отсадочных машин. Процесс отсадки делится
на три фазы: питание, расслоение и отделение слоев.
Для отсадочных машин, особенно больших, важно для ко-
нечного результата, чтобы питание подавалось с постоянной ско-
ростью и равномерно по всей площади отсадочной машины.
Методы осуществления сепарации и удаления продуктов
специфичны для разных видов отсадочных машин. Различные
методы осуществления сепарации приведены в табл. 10.1, в то
время как метод удаления легких продуктов обычно заключа-
ется в переливе через сливной порог или сливе через хвостовой
карман.
Тяжелый продукт может быть удален из отсадочной ма-
шины— через решето или через шибер и разгрузочный лоток
с ручным контролем. Автоматический контроль разгрузки тя-
желого продукта базируется на трех взаимосвязанных пара-
метрах:
масса тяжелого продукта в разгрузчике;
высота слоя тяжелого продукта на решете отсадочной ма-
шины;
давление воды под решетом отсадочной машины. . -
200
Харц, Руосс, Юба, Пан Американ Плэйсер и Баум —общий тип отсадочных машин, имеющих различные модели.
201
Отсадочные машины с подвижным решетом широко приме-
няли для переработки бедных сульфидных руд с получением
небольшого количества высококачественного концентрата, низ-
кокачественных хвостов и значительной циркуляцией промпро-
дукта. Отсадочные машины с подвижным решетом в основном
заменены отсадочными машинами с неподвижным решетом или
оборудованием другого типа для переработки сульфидных руд.
Отсадочная машина Ха н к о к — типичная отсадочная
машина с подвижным решетом, разработанная в Австралии [44].
Подвижное решето колеблется под действием эксцентрика и
системы рычагов под машиной, соединенных через шарниры
с поперечной крестовиной. Механизм смонтирован таким обра-
зом, что корыто решета движется одновременно вперед и вверх,,
а двигаясь вниз, падает под действием силы тяжести.
Исходный материал поступает на решето, продвигается
вдоль под действием возвратно-поступательного движения, од-
новременно разделяясь в воде в соответствии с плотностью под
действием вертикальных (восходящих и нисходящих) состав-
ляющих движения.
Отсадочная машина Халки н — пример отсадочной
машины с подвижным решетом с отсадкой через решето. По
мнению ее производителей, в настоящее время вышедшая из
употребления отсадочная машина Халкин была примером ма-
шины, «разработанной и сделанной в доброе время до выдумы-
вания нагнетания воздуха и когда предприниматели могли поз-
волить себе потворствовать своим идеям». Она была усовершен-
ствована в результате дискуссии между Дж. С. Алленом и
Р. О. Стоксом, когда отсадочные машины Ханкок на гор-
ном предприятии Халкин в Уэльсе должны были быть за-
менены.
Эти машины предназначены в основном для грубой руды
крупностью более 2 мм, где большая часть тонких частиц про-
сеивается, и основное усовершенствование машины Ханкок ка-
сается механической части. Большая часть воды рециркули-
рует внутри машины от башмака элеватора до бункера и, та-
ким образом, что касается потребления энергии и воды — это
вполне эффективная машина. В настоящее время ее недостаток
заключается в том, что требуется оператор для установки ши-
бера и тяги бункеров, когда это необходимо.
Идеи Аллена об устранении дробленой руды дали стимул
сделать корыто с дном из клиновидной сетки, что может спо-
собствовать самосозданию постели из руды, на которой проис-
ходит разделение по плотности, и не препятствует пропусканию
воды вверх при каждом ходе.
Показанная на рис. 10.9 машина проработала много лет на
предприятии «Ривер милл» в Бералт, где она была заменена
другой — продуктом энтузиазма Аллена и конструкторской ин-
202
Рис. 10.9. Отсадочная машина Халкнн:
/ — питание; 2 — регулируемая щель; 3 — регулируемый ударный механизм; 4 — регули-
рование прямого хода; 5 — подача хвостов; 6 — разгрузка хвостов; 7—9 — приемники
для разгрузки соответственно промпродукта, концентрата и шламов
туиции Стокса — модифицированной отсадочной машиной
«Баддл».
Отсадочные машины с неподвижным решетом (поршневые),
где расширение постели происходит под действием пульсации
жидкости через неподвижное решето, имеют много основных
типов (см. табл. 10.1).
Самый старый тип механической отсадочной машины с не-
подвижным решетом — тот, где пульсация производится с по-
мощью возвратно-поступательного движения плунжера или
поршня; типичная из них — отсадочная машина Харц с раз-
грузкой через решето.
Отсадочная машина Харц. Имеется много типов этой
старой, но широко применяемой отсадочной машины [53]. Ма-
шины типа Харц просты для производства, выполнены из стали,
дерева или бетона и их можно производить в мастерских.
Отсадочная машина Харц (рис. 10.10) состоит в основном из
множества самостоятельных последовательных прямоугольных
203
Рнс. 10.10. Поперечное
сечение отсадочной ма-
шины Харц
a
Рис. 10.11. Схема цикла отсадочной
машины Коллом:
/ — нагнетание; 11 — всасывание
бункеров, образующих камеры. Число камер варьируется в за-
висимости от крупности материала, подвергаемого перера-
ботке, и трудности сепарации. Для простой сепарации могут
быть установлены только две камеры, для трудной сепарации
тонкого материала — шесть и более.
Какое бы ни было число камер, отсадочная машина в целом
имеет постоянную частоту хода, но частота хода каждого ин-
дивидуального плунжера может изменяться. Вода обычно пода-
ется в плунжерный отсек для замены удаленной вместе с про-
дуктами и каждая камера имеет собственное независимое снаб-
жение. Эта вода оказывает заметное влияние на всасывающее
и нагнетающее действие поршня, усиливая или противодействуя
удару в соответствии с объемом добавляемой и удаляемой с про-
дуктами воды.
Хотя отсадочная машина Харц, по-существу, машина надре-
шетного типа, часть концентрата неизбежно попадает в бункер,
откуда его надо периодически удалять вручную.
Обычно плунжер в отсадочных машинах этого типа приво-
дится в движение простым эксцентриком на приводном валу,
дающем колебания гармонической формы. Однако некоторые
производители разработали варианты этих колебаний, пытаясь
увеличить или уменьшить отдельные части цикла отсадки.
Отсадочная машина Коллом, например, имеет спе-
циальный механизм для производства короткого быстрого вса-
сывания и замедленного нагнетания [49], что схематично пока-
зано на рис. 10.11. Такой цикл был опробован на «пилообраз-
204
ной» модели, разработанной для отсадочной машины IHC, опи-
санной ниже. В этом цикле усиливаются фазы дифференциаль-
ного ускорения и «мягкого» просачивания в промежутки и по-
давляется фаза стесненного осаждения. Механизм отсадочной
машины Коллом не особенно прочный и это в сочетании с не-
удачно сконструированной коробкой плунжера заставило от-
казаться от этой отсадочной машины.
Другие рудные отсадочные машины описаны в работах
[44, 49].
Отсадочные машины ORC— типичные плунжерные от-
садочные машины, применяемые для промывки угля [12, 31],
в том числе в США — для промывки мелкого угля крупностью
250 мкм. На примере отсадочной машины ORC рассмотрим ос-
новные различия между рудными и угольными отсадочными
машинами.
При обогащении руды обычно получают небольшой выход
ценного тяжелого продукта, в то время как при промывке угля
производится относительно большая часть негодного тяжелого
материала. В первом случае ценен тяжелый продукт, во вто-
ром — легкий.
Бесполезная тяжелая фракция (отходы) обычно непрерывно
удаляется из угля на промывочных отсадочных машинах с по-
мощью ковшового элеватора или другого подобного устройства.
Отсадочные машины с неподвижным решетом (диафрагмо-
вые'). Плунжерные отсадочные машины, широко применяемые
ранее для отсадки сульфидных руд, состояли из нескольких сек-
ций. Все они обладали недостатком, связанным с необходи-
мостью поддержания в работоспособном состоянии перегородки
между плунжерной и отсадочной камерами. Разработка диа-
фрагмовых отсадочных машин позволила преодолеть этот не-
достаток; многие конструкции этих машин имеют также преи-
мущество, заключающееся в меньшем требуемом пространстве
по высоте, что позволяет увеличить общую производственную
мощность в ограниченном пространстве драги, где можно уста-
новить много таких аппаратов.
Отсадочная машина Бенделари. Разрез одной
секции отсадочной машины Бенделари показан на рис. 10.12 [7].
Пульсация воды производится с помощью большой диафрагмы
2, соединенной с корпусом 4 резиновой прокладкой 3 и колеб-
лющейся в вертикальном гармоническом движении с помощью
эксцентрика 5. Корпус 4 имеет срезанный угол, что позволяет
проходить концентрату к месту ручного отвода 6. Отсадка мо-
жет происходить как над решетом, так и через решето.
Промывная вода подается над диафрагмой с помощью ро-
торного золотника 1 при ходе диафрагмы вниз, или в период
всасывания. Расход добавляемой воды на ходе вниз можно ре-
гулировать для производства разрыхленной постели, таким
205
делари
Рис. 10.12. Отсадочная машина Бен-
Рис. 10.13. Цикл отсадочной машины
Бенделари без добавления промыв-
ной воды (У) и с добавлением про-
мывной воды (2)
образом выделяя фазу стесненного осаждения цикла; на ходе
вверх воду не добавляют. В результате этого могут происходить
потери тонкого продукта (рис. 10.13).
Отсадочные машины Руосс были первоначально
введены в действие на оловянных драгах Малайзии [5, 53]. Как
и отсадочные машины Бенделари, Руосс обладает недостатком,
связанным с трудностью доступа к диафрагме и валу для ухода
и ремонта.
Пульсация воды производится большой конической диафраг-
мой, установленной внутри корпуса между противоположными
секциями и присоединенной к корпусу кольцевыми резиновыми
дисками. Противоположные секции в отсадочных машинах Ру-
осс действуют в противофазе друг с другом. Добавка постоян-
ного потока промывной воды уменьшает фазу всасывания цикла
отсадки ценой высоких потерь тонкого материала в фазе нагне-
тания.
Отсадочная машина фирмы «Пан Американ
пл эй сер» (рис. 10.14) была разработана главным образом
для первичного обогащения россыпного золота на золотодобы-
вающих драгах, перерабатывающих тонкий продукт (—10 мм)
после дражного грохота [16, 34], хотя она может также успешно
применяться в замкнутом цикле дробления золотосодержащей
руды.
Обычно отсадочная машина имеет от двух до четырех ка-
мер, соединенных последовательно (прямоток) или параллельно
(противоток). Каждая камера может работать независимо или
две камеры могут работать со сбалансированной передачей.
Внизу основного корпуса имеется открытая коническая секция,
соединенная резиновым ремнем с конической секцией, которая
действует и как промывной бункер и как диафрагма, качаясь
вертикально под действием балансира от простого эксцентрико-
206
Рис. J 0.14. Четырехкамерная отсадоч-
ная машина фирмы «Пан Амери-
кан Плэйсер» с выходом концент-
рата над решетом:
/ — привод; 2 —диафрагма
Рис. 10.15. Четырехкамерная отса-
дочная машина Юба-Рихард с боко-
вым расположением диафрагмы:
1 — привод; 2 — диафрагма; 3 — патрубки
для воды
вого привода. Вертикальное смещение воды в подвижном ко-
нусе требуется для создания более постоянного потока воды че-
рез решето.
Активная площадь постели составляет 90 % площади пола,
требуемой для отсадочной машины, что дает высокую степень
утилизации площади пола.
Отсадочная машина Юба-Рихард. В конце 1940-х
годов фирма «Юба консолидэйтед голд филдс» на западе США
исследовала возможность уменьшения высоты отсадочной ма-
шины «Пан Американ» перемещением диафрагмы со дна на
боковую стенку.
Позднее совместная разработка этой машины с фирмой
«Рихард оф Лейцестер» (Великобритания) и практика их при-
менения для россыпей позволили увеличить мощность аппа-
рата и улучшить конструкторское решение этой отсадочной ма-
шины [53]. Пульсация воды в отсадочной машине Юба-Рихард
(рис. 10.15) производится посредством горизонтального воз-
вратно-поступательного движения диафрагмы, расположенной
на боку корпуса, соединенной с ним неопреновым сальником.
Диафрагма движется в простом гармоническом цикле под дей-
ствием коленчатого вала. Форма промывного корпуса такова,
что на всей поверхности отсадочной машины достигается ров-
ная пульсация. Эта отсадочная машина может быть смонтиро-
вана в различном порядке: или в прямотоке, или в противо-
токе; большинство устройств имеет сбалансированный привод.
Промывная вода постоянно добавляется в отсадочную машину.
Рудная отсадочная машина Денвер была спе-
циально разработана для замкнутого цикла дробления и извле-
чения тонких частиц, обычно перерабатываемых в россыпных
процессах. Она также нашла применение в открытых циклах.
Она состоит (рис. 10.16) из стандартного разделенного
207
Рис. 10.16. Рудная отсадочная машина Денвер:
а — клапан закрыт, прямой ход, диафрагма опускается, постель открыта; б — клапан
открыт, поступает вода, обратный ход, диафрагма движется вверх, стесненное осаж-
дение; Z — шлюзовая камера; 2 — выпуск концентрата
бокса с верхней двигающейся диафрагмой с одной стороны и
решетной камерой с другой. Простое гармоническое движение
получается с помощью эксцентрика.
Рудная отсадочная машина Денвер включает в себя ротор-
ный водяной золотник, соединенный с диафрагмой через син-
хронный ремень. Воду добавляют только во время подъема ди-
афрагмы, или всасывающего цикла, в основном для нейтрализа-
ции всасывания, что позволяет затянуть фазу стесненного
осаждения сепарации и уменьшить фазу просачивания в про-
межутки. Изменение скорости потока имеет простой характер
и аналогично скорости в отсадочной машине Бенделари (см.
рис. 10.13).
Отсадочная машина Вемко-Ремер — рудная от-
садочная машина, разработанная первоначально для перера-
ботки железных руд, хотя она также использовалась для пере-
работки угля в Великобритании и Испании.
Она имеет уникальный механизм, который позволяет сохра-
нять постель подвижной и предотвращает ее полное «закры-
тие» в течение фазы просачивания в промежутки. Условия хода
и частота гармонического движения передаются посредством
высокочастотного короткого движения поршня с помощью сдво-
енных эксцентриков, действующих параллельно и связанных
с бункерным отделением вращающейся траверсой. Весь бункер
208
Рнс. 10.17. Цикл отсадочной машины Панам-Краут:
а — перемещение; б — скорость: I — нагнетание; II — всасывание
колеблется вертикально и связан с отсадочной машиной рези-
новой диафрагмой.
Отсадочная машина Панам-Краут (рис. 10.17).
Интересной попыткой увеличить диапазон применения отсадки
в сторону тонких частиц явилась отсадочная машина Панам-
Краут, работающая одно время на фабрике «Катави» в Боли-
вии [17]. Позднее она была заменена другим оборудованием.
Ее диафрагма, аналогично отсадочной машине «Пан Амери-
кан Плэйсер», пульсирует под действием воздушного двигателя.
Воздушный двигатель передает низкоамплитудное высокоча-
стотное движение с медленным постоянным движением штока
пульсатора вверх и последующим быстрым движением вниз,
скорость движения штока вверх и вниз соотносится приблизи-
тельно как 8: 1. Следствием этого являются низкая постоянная
скорость нисходящего потока в фазе нагнетания и очень быст-
рая, но короткая фаза всасывания (см. рис. 10.17) в противо-
положность циклу отсадочной машины IHC.
Отсадочная машина IHC. Круглые сита были обыч-
ными на установках для вторичной переработки олова (шедах)
в Малайзии. Голландская фирма «Биллитон майнинг компани»
разработала круглую отсадочную машину для своих предприя-
тий в Индонезии, которые использовались для оловянного песка,
подаваемого насосами. Одна из таких машин также использо-
валась в Нигерии на оловянном предприятии. В других местах
Малайзии были проведены эксперименты на круглых отсадоч-
ных машинах, но первую попытку приспособить их к драгам
сделал Норман Кливленд в начале 1950-х годов, в то время
президент фирмы «Пацифик тин консолидейтед корпорейшн»
в Малайзии [13].
Его работа привела к разработке одного из самых успешных
аппаратов в современном высокомощном оборудовании для гра-
витационного обогащения. Первоначально запатентованный
Кливлендом в 1967 г., он был передан в фирму «1НС» Хол-
ланду, который разработал промышленную машину с самой вы-
сокой производительностью по сравнению с любым другим гра-
витационным оборудованием [38].
209
Рис. 10.18. Двенадцатимодульная отса-
дочная машина IHC:
1 — питающий патрубок; 2 — регулируемое
впускное отверстие; 3 — перегородка, направ-
ляющая поток; 4 — гидравлическая камера
насоса; 5 — корыто; 6 — задающий механизм;
7 — задающие цилиндры; 8 — резиновая ди-
афрагма: 9 — втулка разгрузочного патрубка;
10 — приводной цилиндр; 11 — пульсир} ющий
конус; 12 — резиновый обвод; 13 — приемник
хвостов: 14 — резиновый занавес: /5 —плат-
форма: 16 — корпус отсадочной машины; 17 —
труба для возврата воды из бункера
Рис. 10.19. Идеализированные циклы от-
садки отсадочной машины IHC:
а — перемещение жидкости; б — скорость
жидкости; I—нагнетание; 11— всасывание
Машина уникальная как с точки зрения пульсатора, так и
по форме корпуса самой отсадочной машины (рис. 10.18), ко-
торый представляет собой 12 модульных камер.
Исходя из предположения, что идеальный цикл отсадки
должен увеличивать фазы дифференцированного ускорения и
просачивания в промежутки и сдерживать фазу стесненного*
осаждения, было разработано движение с коротким быстрым
нагнетанием для минимизации потерь тонких частиц и с после-
дующим длительным спокойным всасыванием (рис. 10.19).
В течение короткого периода А—В сильный восходящий по-
ток приводит легкую постель в движение как одно целое. Вслед-
ствие инерции зерна остаются спрессованными, таким образом,
что они не могут двигаться относительно друг друга, но под-
нимаются как единая масса.
210
В точке В восходящий поток внезапно останавливается и
происходит начальное ускорение частиц в сочетании с некото-
рым стесненным осаждением. Так как восходящее движение по-
тока прекращается внезапно, этот процесс еще продолжается
короткое время. Однако благоприятное действие начального ус-
корения в этом случае значительнее, чем в случае простого мо-
мента движения.
Всасывание относительно слабое, и постель не становится
плотной в течение длительного периода С—D. Поэтому зерна
руды имеют достаточно благоприятные условия для просачива-
ния в промежутки и горизонтальное движение через постель не
затруднено. Возвратная вода не требуется для отсадочной ма-
шины IHC, так как всасывание в течение длительного периода
очень слабое; однако по практическим причинам мини-
мальная добавка возвратной или камерной воды все же ре-
комендуется для поддержания перелива концентрата через па-
трубок.
«Пилообразный» цикл отсадочной машины IHC достигается
механическим, гидравлическим способами или их комбинацией.
Из предложенных разнообразных вариантов комбинированный
механическо-гидравлический механизм имеет такие преимуще-
ства, как многосторонность и механическая прочность. Гидрав-
лический механизм, хотя и производит благоприятное движение
в строго контролируемых условиях, но более восприимчив к не-
поладкам в более тяжелых условиях действующей фабрики или
драги. Эксплуатация системы требует квалифицированных меха-
низмов, не всегда имеющихся в местах, где обычно применяют
отсадочные машины IHC. Комбинированный механизм схема-
тично показан на рис. 10.20.
В течение движения штока пульсатора 3 и поршня 5 вниз
в рабочем цилиндре аккумулятор 4 медленно заряжается; этот
аккумулятор быстро разряжается при движении штока вверх.
Шток длинный и профиль цикла отсадки регулируется измене-
нием положения кулачка 1, управляемого задающим цилиндром
2, в то время как частота регулируется с помощью электродви-
гателя с регулируемой скоростью — комбинированной коробкой
скоростей.
Традиционные отсадочные машины состоят из квадратных
или прямоугольных емкостей; с добавкой промывной воды по-
перечный поток через постель отсадочной машины ускоряется
в направлении к месту разгрузки хвостов. Для компенсации
этого явления были разработаны отсадочные машины трапеце-
видной формы: по мере расширения площади поперечного сече-
ния скорость поперечного потока по направлению к хвостовому
концу снижается. Логическим продолжением была разработка
круговой отсадочной машины (например, отсадочная машина
Локхорст, используемая на оловянных предприятиях Индоне-
211
Рис. 10.20. Принцип дейст-
вия системы механическо-
гидравлического привода
Рис. 10.21. Диафрагмовая
отсадочная машина Джеф-
фри для обогащения угля
зии), хотя до объединения сепаратора Кливлендом, круговые
отсадочные машины были склонны к забиванию илом [14].
Хотя круговые отсадочные машины обладают преимущест-
вом, заключающемся в поддержании постоянного или умень-
шающегося поперечного потока через отсадочную машину и
уменьшенной необходимости в водопроводе вследствие прису-
щей ей мощности, их большие размеры создают трудности при
транспортировании. В результате, фирмой «1НС» была приме-
нена идея модулей; для полного цикла требуется 12 модулей.
Одной важной особенностью первоначального патента
Кливленда [13] был скребковый механизм для равномерного
распределения питания по отсадочной машине. Фирма ИНС»
сконструировала его снаружи промышленной машины, и Клив-
ленд сам окончательно изменил своей идее, запатентовав ма-
шину без скребка в 1982 г. [15].
Отсадочная машина Джеффри — одна из немно-
гих промышленных диафрагмовых отсадочных машин, приме-
няемых для промывки угля в США (рис. 10.21).
Движение передается воде с помощью кулачка через рычаги
и брусья. Плунжер на дне корпуса контролирует разгрузку из
отсадочной машины, приводя в действие шибер для разгрузки
породы. Длина штока регулируется механически [31].
Отсадочные машины с неподвижным решетом (лопастные).
Отсадочная машина Нейл. Лопастная отсадка с подклас-
сификацией имеет второстепенное значение; отсадочная машина
212
Рис. 10.22. Отсадочная машина Нейл:
1 — главный шлюз; 2 — эксцентрик; 3 — решето; 4 —
лопасть; 5 — разгрузка концентрата
Нейл [37] — единственно известная машина, используемая в про-
мышленности. Она разработана специально для установки
в шлюзовых линиях для извлечения тонких частиц [46]. Это дей-
ствительно первая отсадочная машина, устанавливаемая на
черпанных драгах. На рис. 10.22 показано поперечное сечение
этой отсадочной машины. Лопасть, вращающаяся в плоскости
отсадочного решета, качающегося вдоль горизонтальной оси,
вызывает гармонические пульсации поперек ширины корпуса
отсадочной машины. Вследствие этого получается простое гар-
моническое движение в вертикальной плоскости качающейся из
стороны в сторону лопасти. Ясно, что это движение лопасти
дает меньший эффект, чем пульсаторы машин с полностью изо-
лированной диафрагмой.
Пульсационные (водные) отсадочные машины. Отсадочные
машины, характеризуемые только циклом нагнетания [41, 42],
позволяют полностью разделять минеральные частицы близкие
по крупности при значительно большей степени обогащения,
чем в отсадочных машинах, характеризуемых обоими цик-
лами— нагнетания и всасывания.
Пульсационная отсадочная машина Рихард
[43] была первой, разработанной с использованием этого прин-
ципа. Вода, из постоянной верхней емкости добавляется в от-
садочную машину с помощью вращающегося водного клапана,
что создает цикл отсадки (рис. 10.23).
Отсадочная машина фирмы «Пан Американ»,
разработанная для извлечения тонкого золота на золотых рос-
сыпях или в замкнутом цикле измельчения, имеет упругую ди-
афрагму для создания пульсаций (рис. 10.24).
Вода из насадки 3, действуя под диафрагмой 2, поднимает
клапан механизма, пускающего воду внутрь отсадочной ма-
шины. Это постепенно уменьшает давление воды в линии и кла-
пан вновь устанавливается в прежнее положение под действием
пружины 1. Давление в линии опять быстро поднимается до
прежнего значения и весь цикл повторяется с частотой 400—
600 мин'1.
П ульсационные (воздушные) отсадочные машины. Большой
объем угля перерабатывается каждый год отсадкой. Например,
213-
Рис. 10.23. Цикл пульсационной вод-
ной отсадочной машины .
₽ИС. 10.24. Пульсационная отсадочная машина фирмы «Пан Аме-
рикан»
в 1979 г. установочная мощность отсадочных машин в Велико-
британии достигла 15 тыс. т/ч (см. гл. 19), в то же время
в США в 1975 г. отсадкой было произведено около 120 млн. т.
угля [51].
В то время как большинство рудных отсадочных машин вы-
полнено в виде аппаратов с нагнетающим и всасывающим цик-
лами с неподвижным решетом, практически все машины для
промывки угля выполнены с воздушным пульсатором: перво-
начально они были разработаны в Германии Ф. Баумом,
в конце 19-го столетия.
Отсадочная машина Баум — родовое название се-
рии отсадочных машин, основанных на первоначальном патенте
Баума. Различные производители предложили свои собственные
разновидности основной конструкции, которая здесь рассмат-
ривается.
Детальное описание разновидностей промывочных машин
Баум (эти отсадочные машины хорошо известны в угольной
промышленности) дано в монографии [31].
214
Рис. 10.26. Импульсный воздушный
клапан отсадочной машины Баум:
1 — регулирующий механизм; 2 — выпуск;
3 — подача воздуха на отсадку: 4 — вса-
сывающее устройство (всасывание); 5 —
клапан, контролирующий расход воздуха
Рис. 10,25. Поперечный раз-
рез типичной отсадочной
машины Баум:
/ — воздушная камера; 2 — пу-
льсация воды; 3 — решето
Корпус отсадочной машины (рис. 10.25) состоит, по-суще-
ству, из U-образного стального контейнера, разделенного по-
перечной перегородкой на две части, а в продольном направ-
лении— на две или более частей. С одной стороны корпуса
установлено решето, а другая сторона является воздушной ка-
мерой. В отсадочной машине Баум изолированная воздушная
камера над проточной частью питается с помощью воздушного
клапана, связанного с источником сжатого воздуха. Воздушный
клапан может быть поршневого типа, приводимого в действие
эксцентриком, или роторного типа. Типичный механизм пока-
зан на рис. 10.26.
В начале цикла отсадки клапан открыт для подачи воздуха,
производящего резкий восходящий поток воды. В момент за-
крытия клапана воздух продолжает расширяться, растрачивая
свое давление и позволяя воде подниматься через решето. По
мере того, как клапан продолжает вращаться, воздух выпуска-
ется с контролируемой скоростью в атмосферу и частицы по-
стели отсадочной машины начинают опускаться под действием
силы тяжести. Следовательно, сепарация происходит главным
образом при стесненном осаждении, а фаза просачивания в про-
межутки сдерживается.
В продольном направлении U-образный промывочный корпус
разделен вертикально на части, которые, в свою очередь, раз-
деляются на секции. Каждая часть, из которых, по-существу,
состоит сама отсадочная машина, разделена постоянной пере-
городкой и содержит решето и устройства для разгрузки с конт-
ролируемой скоростью тяжелого породного материала или с по-
мощью разгрузчика в виде заслонки и перемычки, или с помо-
215.
щью роторного механизма [31]. Тяжелый продукт падает в бун-
керную часть, откуда ковшовым элеватором он поднимается
выше уровня воды и таким образом вода возвращается в отса-
дочную машину. Элеваторы могут быть или у противоположных
концов отсадочной машины, или в конце каждой части [25].
Некоторые современные отсадочные машины Баум снабжены
автоматической контролирующей системой для обеспечения по-
стоянного уровня тяжелой породы внутри отсадочной машины
и стабилизации процесса отсадки [1].
Отсадочные машины Баум применяются в Советском Союзе
для промывки угля и извлечения минералов, в том числе мар-
ганцевых (см. гл. 22).
Отсадочная машина Та куб. Отсадочная машина Та-
куб, разработанная в Японии [50, 54], имеет воздушную камеру
под решетом постели. Комбинация принципов отсадочных ма-
шин Баум и Такуб привела к разработке более широко распро-
страненной отсадочной машины Батак.
Отсадочная машина Батак. Объединившая прин-
ципы отсадочных машин Баум и Такуб отсадочная машина Ба-
так получила широкое применение на углеобогатительных фаб-
риках как в Европе, так и в Северной Америке [И, 56, 57].
Отсадочные машины Батак применяются также для обога-
щения железных руд и испытаны для переработки золота.
В отсадочной машине Батак (рис. 10.27) пульсация воды
производится с помощью клапана, контролирующего давление
воздуха на воду из воздушных камер, расположенных под от-
садочной постелью поперек потока материала. Это позволяет
воздуху равномерно распределяться поперек ширины отсадоч-
ной машины. Здесь нет боковых воздушных камер, а только
небольшие воздушные камеры, расположенные поперек отсадоч-
ной машины; таким образом достигается большая мощность от-
садки на единицу объема.
Подобно отсадочным машинам типа Баум, отсадочная ма-
шина Батак состоит из двух или более частей, каждая из кото-
рых сделана из двух или более секций для производства по-
роды, промпродукта и чистого угля.
Воздушный клапан Батак, контролируемый непрерывно
электронной системой, имеющий плоскую дисковую конструк-
цию, позволяет достичь более резкого прерывания впускаемого
и выпускаемого воздуха, чем роторные клапаны, используемые
в отсадочной машине Баум.
Воздушный клапан Батак производит цикл, показанный на
рис. 10.28 [11]; этот цикл очень близок к циклу, предлагаемому
Майером [3, 35].
Полевошпатовая отсадочная машина. Отсадоч-
ные машины Баум, Такуб и Батак производят отсадку над ре-
шетом, полевошпатовая машина — через решето. Основное раз-
216
а
личие между отсадочной машиной типа Баум и полевошпато-
вой машиной — введение искусственной постели (обычно из по-
левого шпата) на отсадочное решето, через которую мигрируют
тонкие частицы отходов. Полевошпатовые отсадочные машины
нашли основное применение на углеобогатительных фабриках
Европы [20, 52].
Отсадочная машина Кортекс — производное поле-
вошпатовой отсадочной машины в отношении искусственной по-
стели. В своей основе отсадочная машина представляет собой
стандартную двухкамерную воздушно-пульсационную отсадоч-
ную машину типа Баум. Однако отличительная особенность этой
машины — двойная частота пульсации. На низкочастотную
пульсацию — 24 мин-1 накладывается вторая высокочастотная
пульсация — 96 мин1. Отношение 1:4 является обязательным
условием [19].
Результирующее волновое движение отсадочной машины
Кортекс описано Фелленсиеком в такой «необычно странной
форме», которая не дает ни полного описания, ни полного по-
нимания.
Работа отсадочных машин. Из всех аппаратов гравитацион-
ного обогащения отсадочные машины распространены наиболее
широко в смысле объема переработки; однако они, вероятно,
остаются самыми непонятными машинами из всего гравитаци-
онного оборудования. В отсадочной машине всегда остается
что-то от «черного ящика», в который входит смешанное пита-
ние, а с другого конца выходят два или более раздельных про-
дуктов.
217
Отсадочная машина — устройство не только сложное для
описания гидродинамики, но также одно из самых трудных для
экспериментальных исследований, особенно по отношению
к фактическому поведению частиц внутри отсадочной постели.
Противоречивые попытки теоретически объяснить действие
отсадки являются следствием таких трудностей; поэтому управ-
ление процессом отсадки, таким образом, имеет скорее эмпи-
рическую основу, чем научную [30].
Это, действительно, удачно для обогащения в целом, что от-
садка работает очень хорошо без сколько-нибудь полного по-
нимания теории ее действия. Действительно, в связи с указан-
ными трудностями маловероятно точное соответствие эмпириче-
ских положений теории отсадки.
Параметры машин. В табл. 10.2 перечислены различные па-
раметры, которые характеризуют работу отсадочных машин.
Они разделены на такие параметры, которые характеризуют ос-
новные «конструктивные» особенности, определяемые типом от-
садочной машины, и обычно не меняются, и переменные пара-
метры.
К отсадочным машинам, так же как и любому обогатитель-
ному оборудованию, предъявляются два раздельных требова-
ния: первичное действие, за которым должно следовать вторич-
ное. При отсадке первичная функция — расслоение, а вторич-
ная— разделение слоев на два отдельных продукта.
На первичную функцию — расслоение — влияет ход поршня
отсадочной машины, характеризующейся компонентами модели
цикла — амплитудой и частотой.
Цикл отсадки происходит, по-существу, при подъеме
поршня, или нагнетании, и при опускании поршня, или всасы-
вании. В начале этой главы был описан цикл простого гармо-
нического движения, в котором прямой и обратный ходы
поршня имеют одинаковую продолжительность и интенсив-
ность.
ТАБЛИЦА 10.2
Параметры типичных отсадочных машин
Наименование Параметр
конструктивный переменный
Ход Отсадочная постель Дробленая руда Решето Концентрат ' Модель цикла Отверстия Способ удаления Длина, частота Глубина (внутренние гра- ницы) Глубина, плотность, , крупность i Скорость удаления
218
Также были рассмотрены различные механизмы отсадки —
дифференцированное ускорение, стесненное осаждение, проса-
чивание в промежутках и уменьшение потенциальной энергии
до минимума. Разные исследователи и производители рассмат-
ривают эти механизмы как самое главное, в то время как дру-
гие считают их не важными или совершенно вредными. По-
этому они пытаются модифицировать цикл отсадки, выдвигая
свои концепции важности различных механизмов.
Например Берд [8] заявил, что «ясно доказано, что при от-
садке практически все разделение минералов происходит на
всасывающем цикле», в то время как Майер [35] утверждает,
что «опускание (всасывание) поршня не важно для осаждения;
его единственная цель — впускание воды для последующего на-
гнетания». Эти два высказывания олицетворяют два крайних
мнения о цикле отсадки.
В начале цикла Берда скорость потока быстро увеличива-
ется до значения, достаточного для поднятия постели единой
массой, после чего следует пауза, в течение которой постель
раскрывается, затем следует быстрый переход к всасыванию до
конца цикла. Цикл стремится к быстро ускоряющемуся пря-
мому ходу, за которым следует резкий обратный ход. Армстронг
проиллюстрировал это в одной из своих статей [3], в которой
попытался исследовать действие различных циклов отсадки
(рис. 10.29).
В цикле Берда усилено дифференциальное начальное уско-
рение и просачивание в промежутках и сведено к минимуму
стесненное осаждение.
Цикл, применяемый сначала в отсадочной машине Коллом,
а затем в машине IHC (см. рис. 10.19), похож на цикл Берда.
Основные различия заключаются в том, что подъем и опуска-
ние поршня различны по продолжительности и что переход от
Рис. 10.29. Идеальные циклы отсадки:
а — цикл Берда; б — цикл Майера
219
движения поршня вниз к движению вверх происходит несколько
быстрее, чем в цикле Берда.
Майер, с другой стороны, утверждал, что цикл должен на-
чинаться с быстрого подъема поршня, чтобы поднять постель
как единое целое. Согласно этому, уровень воды должен оста-
ваться постоянным некоторое время, тем самым допуская, что-
бы стесненное осаждение происходило в неподвижной воде. Он
утверждал, что опускание поршня не действует на процесс
расслоения. Самое близкое воплощение такого цикла — отса-
дочная машина Батак (см. рис. 10.28); незначительное пони-
жение уровня воды происходит вследствие утечки воздуха,
а также потерь воды со стоками.
Армстронг [3] разработал лабораторную отсадочную уста-
новку для испытания различных циклов, в результате которых
он сделал вывод, что цикл Берда высший. Однако, как указы-
вает Харрис [23], подход Берда и Майера был несколько
различным. Механизм Берда дает быстрое расслоение и, следо-
вательно, повышенную производительность при высоком извле-
чении, а механизм Майера более приемлем для практики обо-
гащения.
В плунжерных и диафрагмовых отсадочных машинах цикл
создается с помощью механических соединений, вследствие чего
обычно производится простое гармоническое движение. Однако
их можно до некоторой степени модифицировать с помощью
промывного бункера. Поэтому можно не акцентировать внима-
ние на том или ином механизме сепарации.
Ход: амплитуда и частота. Амплитуда и частота
такта отсадки являются взаимосвязанными параметрами, за
исключением тех циклов, которые допускают значительный пе-
риод покоя между пульсациями. Батзер [4, 5] утверждал, что
эффективность отсадки при данной скорости питания зависит
от «интенсивности» удара, являющейся математической произ-
водной амплитуды и частоты такта.
Это упрощенная ситуация, когда различные важные аспекты
процесса отсадки «заглушаются» этим термином. Разрыхление
отсадочной постели связано со скоростью восходящего потока
воды в первой части цикла отсадки, ее уплотнение—-со ско-
ростью нисходящего потока воды во второй части цикла.
Только в отсадочных машинах с гармоническим движением на-
блюдается такой профиль скорости. Скорость воды и степень
изменения скорости (ускорение) являются самыми важными
в цикле отсадки.
Однако имеется соответствующее доказательство взаимо-
связи между такими двумя важными параметрами как частота
и амплитуда такта отсадки. Правильная комбинация двух па-
раметров отсадки основана на следующем:
отсадочная постель должна полностью разрыхляться к концу
220
такта нагнетания, тем самым допуская повторную классифика-
цию частиц посредством одного или более механизмов отсадки.
Избыточное разрыхление является причиной снижения качества
концентрата [9] или образования «стоячих» волн вследствие
того, что нисходящий поток воды не может долго свободно сле-
довать за движением диафрагмы, так как его ускорение вслед-
ствие гравитации меньше, чем ускорение диафрагмы;
постель должна быть закрыта в конце такта всасывания.
Если постель полностью закрыта и просачивание в промежут-
ках закончено, то новый материал не может войти в отсадочную
постель; производительность отсадки или извлечение будут
уменьшаться. Следующий цикл начинается тогда, когда будет
достигнуто это условие.
Для грубого питания с частицами близкой крупности, кото-
рые содержат большую долю тяжелых минералов или образуют
толстую постель, требуется большая амплитуда, соответствую-
щая длительному времени цикла. Наоборот, для тонкого пита-
ния с большим диапазоном крупности частиц с низким содер-
жанием тяжелого минерала или такого, который образует
тонкий слой постели, амплитуда требуется меньшая, соответст-
вующая более короткому времени цикла.
Аналогично, для производства чистого концентрата требу-
ется плотная постель, совместимая с коротким быстрым так-
том; высокое извлечение достигается при более подвижной по-
стели, характеризуемой длительными медленными тактами.
Различные требования к такту отсадки обусловили исполь-
зование отсадочных машин типа Баум и Батак для промывки
угля, которые служат примером высокоамплитудной высокоча-
стотной отсадки (табл. 10.3), отсадочных машин со средними
амплитудой и частотой, таких как диафрагмового типа или по-
левошпатовые, для частиц средней крупности и низкоамплитуд-
ных высокочастотных пульсационных отсадочных машин для
извлечения тонких продуктов.
Так как отсадочная машина IHC имеет быстрый прямой ход
(вверх), требуемая «интенсивность» цикла отсадки должна
ТАБЛИЦА 10.3
Показатели работы различных отсадочных машин
Тип отсадочной машины Диапазон крупно- сти частиц, мм Амплитуда, мм Частота циклов, с-1
Баум 200—5 30—40 1 30—60
Батак 100—0,5 30—60 40—60
Диафрагмовая 25—0,25 20—30 125—150
» 10—0,2 10—15 150—200
Пульсационная 5—0,1 3—6 200—400
221
быть увеличена пропорционально фактору, равному отношению’
прямого хода при гармоническом движении к прямому ходу
цикла IHC (цикл IHC имеет фактор 1,5). Этот фактор увеличе-
ния интенсивности позволяет уменьшить частоту цикла IHC по
сравнению с обычной диафрагмовой машиной кратно вышеука-
занному фактору.
Глубина постели. Глубина гравийной постели в отса-
дочной машине, которую можно регулировать в определенных
границах изменением высоты хвостового порога, должна быть
такой, чтобы в разрыхленном состоянии верхний слой тяжелого
минерала был ниже, чем высота порога, и в то же время не-
обходимо, чтобы происходило предусмотренное эффективное их
расслоение.
Глубину постели следует поддерживать, как минимум, вну-
три тех пределов, которые допускают подвижность всей по-
стели, увеличивают скорость отсадки и максимальное действие
всасывания в течение обратного хода (вниз). Глубина постели
эффективно регулируется верхним пределом крупности тяже-
лых минералов в питании, хотя действительное отношение
между крупностью частиц и глубиной постели нели-
нейна {31].
Искусственная постель. При применении искус-
ственной постели в отсадке через решето большое значение
имеет ее выбор. Обычно частицы искусственной постели дол-
жны иметь среднюю плотность между отделяемым минералом'
и минералом пустой породы.
Крупность частиц постели должна быть, конечно, больше,
чем отверстия решета, и не слишком малой по сравнению с раз-
деляемыми частицами, чтобы обеспечить их пропускание во
время разделения. Чтобы содействовать просачиванию в про-
межутках, они должны при уплотнении постели давать макси-
мум пустот таким образом, чтобы достигались максимальные
всасывание и подвижность в промежутках. Следовательно, они
должны быть очень узкого диапазона крупности и идеально
неровными, а не круглыми по форме. Если частицы постели
слишком легкие или имеют сферическую форму, то они будут-
мигрировать по направлению к хвостовому концу. Это явление
можно, однако, уменьшить с помощью соответствующих пре-
пятствий или слегка наклонив решето по направлению к пи-
тающему концу.
В качестве искусственной постели могут быть использованы
различные материалы — от искусственных сплавов или метал-
лов (обычно сферической формы) до концентратов тяжелых
металлов или промпродуктов, которые не являются абразив-
ными.
Обычно масса постели меньше массы концентрата и больше
потерь грубых тяжелых частиц в хвостах [53]; чем крупнее
222
искусственная постель, тем больше выход концентрата; чем
глубже искусственная постель, тем меньше выход концентрата.
Очень важным фактором является то, что искусственная по-
стель в реальном процессе отсадки загрязняется такими специ-
фичными тяжелыми минералами, как турмалин, топаз, рутил,
пирит, марказит и т. п., которые вместе с искусственной по-
стелью образуют донный слой.
Чем больше трещиноватость частиц используемой искусст-
венной постели, тем меньше концентрата может пройти через
нее. Поэтому при пуске отсадочной машины обычно происходит
большой выпуск концентрата, забивающего разгрузочные
трубки и «запесочивающего» бункер. Такая производитель-
ность по концентрату уменьшается после периода, зависящего
от материала питания. При высоком содержании побочных ми-
нералов выпуск концентрата быстро уменьшается, тогда как
при «чистой» руде (а также при узкоклассифицированном ма-
териале) это может продолжаться месяцами. При необходимо-
сти для транспортирования собственно концентрата через
разгрузочное отверстие и получения требуемой степени кон-
центрации может быть введен наливной материал с искусствен-
ными отверстиями.
Отсадочное решето. Тип отсадочного решета зави-
сит от метода действия отсадки. Для отсадки над решетом его
отверстия должны быть тем меньше, чем меньше крупность ча-
стиц в питании. Для отсадки через решето его отверстия дол-
жны быть больше, чем максимальная крупность тяжелых зерен,
но меньше, чем крупность частиц искусственной постели.
Клиновидные проволочные сита являются идеальными для
отсадочного решета, так как они имеют максимальное живое
сечение, долговечны и механически прочны. Для отсадочных
машин IHC обычно применяют двухслойные (мягкая резина на
твердой) резиновые сита с коническими отверстиями.
Характеристики твердого, которые являются важными для
отсадки, включают: диапазон крупности частиц, подготовку пи-
тания, а также расход твердого.
Диапазон крупности. Большинство отсадочных ма-
шин в современных процессах обогащения используют для
первичной переработки аллювиальных или россыпных руд и
переработки угля.
В первом случае содержание ценных компонентов в руде
обычно чрезвычайно низко, колеблется от нескольких частей на
миллион для золота в золотых россыпях до 0,01—0,05 % аллю-
виального олова в Юго-Восточной Азии. Полный анализ таких
месторождений чрезвычайно труден и обычно, если делается,
полностью объединяет физическую сепарацию с управляемым
вручную стационарным оборудованием, таким как отсадочная
машина или шлюз, или другие с последующим химическим ана-
223
лизом. Следовательно, данные по истинной эффективности от-
садки таких материалов редки, а к тем, которые опубликованы,
следует относиться с осторожностью.
Тем не менее, имеется большое расхождение в мнениях
о диапазоне обогащения отсадкой. Монкриефф и Льюис [36]
утверждают, что диапазон крупности для обогащения отсадкой
находится в пределах 6350—600 мкм, в то время как Джонс [27]
определяет диапазон от 2400 до 50 мкм. Объединение этих раз-
ных мнений, вероятно, даст наиболее правильный диапазон
крупности для эффективного обогащения отсадкой.
На оловодобывающих драгах верхняя граница крупности
обогащаемых частиц обычно определяется размером отверстий
вращающегося барабанного грохота и составляет 9—12 мм,
для золотоносных россыпей она может достигать 20 мм. Золо-
тые россыпи перерабатывают простым отделением продукта
верхней крупности 15—20 мм. Необходимо, однако, отметить,
что случай оловянных или золотых самородков, встречающихся
при этих грубых размерах, маловероятен даже при большом
общем содержании ценных компонентов в этих рудах.
На некоторых современных драгах питание перед отсадкой
обесшламливают, используя низконапорные циклоны большого
диаметра [9] или «плоские» циклоны. При правильно обесшлам-
ленном питании отсадкой можно эффективно извлекать олово
крупностью даже 50 мкм (рис. 10.30) [9, 53, 55]. Двойной пик
извлечения, характеризующий действие отсадки, ясно виден
на этом рисунке; низкое в среднем диапазоне извлечение свя-
зано со сменой механизма отсадки от стесненного осаждения
к просачиванию в промежутках.
Смена механизма сепарации стесненного осаждения на про-
сачивание в промежутках наблюдается в точке минимальной
скорости, где преобладает осаждение равнопадающих частиц.
Скорость осаждения увеличивается при дальнейшем уменьше-
нии крупности частиц по мере того, как происходит истинное
просачивание в промежутках. Этот минимум скорости осажде-
ния является причиной двойного пика извлечения, описанного
Рис. 10.30. Извлечение различных ми-
нералов отсадкой:
1 — олово по Вильямсу; 2 — циркон по
Вильямсу; 3 — россыпное золото по За-
мятину; 4 — олово по Частону
224
Харрисом [22] в его гипотезах последовательного гравитацион-
ного обогащения [10].
Отсадку угля смешанной крупности от 200 до 0 мм обычно
проводят на полевошпатовых отсадочных машинах, разрабо-
танных для переработки продукта меньшей крупности. Однако
класс крупности —175 + 50 мм обычно удаляют для перера-
ботки другим методом или дробления; фактически верхняя гра-
ница крупности ограничена рыночными требованиями или ха-
рактеристиками угля. Мелочь (—0,5 мм) обычно также уда-
ляют (в отвал или перерабатывают флотацией).
Эффективно разделить питание на узкие классы трудно и
большинство угля подвергается отсадке на ширококлассифи-
цированном питании. В этом случае промежутки между части-
цами достаточны, чтобы допустить прохождение больших
(+150 мм) кусков пустой породы; однако вследствие этого
происходит извлечение тонких тяжелых частиц (пустой по-
роды) из отсадочной постели. В идеале, удаление грубых тя-
желых частиц в первом отсеке отсадочной машины приводит
к уменьшению пульсации в последующем отсеке, благоприят-
ствуя извлечению тонких тяжелых частиц.
При промышленном обогащении угля эффективность от-
садки измеряют не с помощью полного извлечения ценных
компонентов по всему общему диапазону крупности питания,
а посредством определения эффективности разделения угля на
фракции большей и меньшей зольности тяжелосредной сепара-
цией. Такие методы расчета эффективности описаны подробно
в гл. 4.
Подготовка питания. Отсадочные машины, также
как и другое оборудование для гравитационного обогащения,
работают более эффективно на подготовленном питании. Так
как в основном отсадку применяют для предварительного обо-
гащения бедных руд, подготовка питания обычно заключается
только в удалении частиц большой крупности и сортировке
в низконапорных циклонах мелочи и шламов.
Практически, улучшение общей эффективности может быть
достигнуто обработкой классифицированного продукта в группе
отсадочных машин; это может быть выполнено в параллельной
группе отсадочных машин, каждая из которых обрабатывает
узкий класс крупности; как альтернативный метод—серийная
гравитационная концентрация, предлагаемая Харрисом [22],
который пытался улучшить извлечение в диапазоне средней
крупности посредством выделения относительно бедного круп-
ного продукта с последующим выделением тонкого материала
(рис. 10.31).
Производительность отсадки определяется спо-
собностью потока нести твердую фазу в транспортирующей и
«грубой» зонах, а также быстротой, с которой тяжелые мине-
8 Заказ № 1987 225-
Рис. 10.32. Зависимость выхода ка-
мерного продукта от производитель-
ности по питанию [5]
Рис. 10.31. Схема последовательной
гравитационной концентрации [22]:
1 — отсадочная машина; 2 — грохот
ралы опускаются поперечным потоком в зону сепарации и че-
рез нее.
Термин «производительность отсадки» может быть обманчи-
вым. Отсадка может производить огромное количество мате-
риала, что механически обеспечивается силой потока через от-
садочную постель, извлечение при этом игнорируется. Дейст-
вительная производительность отсадки должна учитывать оп-
тимальный расход, который может быть обеспечен при прием-
лемом извлечении.
Производительность отсадки при данных отмеченных усло-
виях определяется площадью отсадочного решета; ширина
решета — превалирующая величина с точки зрения производи-
тельности; длина важна как величина, определяющая извлече-
ние; тем не менее производительность отсадки неизменно вы-
ражается в тоннах на единицу площади решета, а не на
единицу ширины.
Обычно производительность отсадочных машин при про-
мывке составляет 30—60 т/(ч-м2) (тонн в час на квадратный
метр площади решета), производительность уменьшается при
верхнем пределе крупности частиц.
Киллмейер [29] определил порядок производительности для
машин Батак от 17 до 25 т/(ч-м2) и 18 т/(ч-м2) при перера-
ботке аллювиального олова крупностью —600 + 50 мкм.
При прочих равных условиях извлечение отсадкой умень-
шается по мере увеличения производительности. Батзер [5]
показал, что выход концентрата обратно пропорционален
расходу потока питания; однако действительный выход кон-
центрата практически не зависит от скорости потока (рис.
10.32).
Ясно, что поскольку извлечение зависит от выхода концент-
рата (принимается фактически постоянной степень концентра-
ции), то оно прямо зависит от расхода питания [6].
• 226 .. ... t
Характеристики жидкой фазы. К характеристикам жидкого,
важным для отсадки, относят плотность пульпы питания и рас-
ход применяемой смывной воды.
Плотность пульпы. Содержание твердого в питании,
с одной стороны, должно быть по возможности высоким, чтобы
свести к минимуму поток питания через отсадочную машину;
с другой стороны, оно не должно быть настолько высоким,
чтобы «запесочить» отсадочную постель. Обычно диапазон от
30 до 50 % твердого в питании является желательным; относи-
тельно постоянная плотность пульпы значительно более важна,
чем ее абсолютное значение.
Смывная вода. Расход смывной воды — наиболее важ-
ная быстрорегулируемая переменная, доступная для оператора.
Смывную воду, которая должна быть чистой или, по крайней
мере, содержать менее 5 г/л взвешенного твердого, можно до-
бавлять в отсадочную машину непосредственно в бункер или
над плунжером, ее можно подавать постоянно или периоди-
чески.
При периодической подаче пульсирующий водный поток мо-
жет усиливать пульсацию, создаваемую диафрагмой или плун-
жером, или сам создавать пульсацию. В первом случае, смыв-
ную воду обычно добавляют при ходе вниз для уменьшения или
полного прекращения всасывания внутри постели; во втором
случае — воду добавляют при ходе вверх для разрыхления по-
стели; постель с этого времени оседает под действием силы тя-
жести. В этом последнем случае контроль расхода водного по-
тока и частоты ее добавления эквивалентен амплитуде и ча-
стоте диафрагмовой машины и может, таким образом, здесь
не обсуждаться.
Оловянные драги в Юго-Восточной Азии проектируют с уста-
новкой отсадочных машин производительностью 2,95 м3/(ч-м2)
при приемлемом извлечении, как минимум 90 %. Фирма IHC,
однако, считает, что удельная нагрузка для их отсадочных ма-
шин составляет 5,75 м3/(ч • м2).
При прочих равных условиях более высокий поток смывной
воды при ходе вниз уменьшает потребное всасывание. Избыток
смывной воды превращает отсадку в нагнетающую или, в худ-
шем случае, в пульсирующую классификацию. В любом случае
потери тонких тяжелых частиц в хвостах увеличиваются. Если,
наоборот, имеется недостаток воды, то произойдет неэффектив-
ное разрыхление постели при последующем ходе поршня и бо-
лее крупные тяжелые частицы не смогут пройти через постель.
В общем, при отсадке грубого материала требуется больше
смывной воды, чем при отсадке мелкого материала, так как
более крупные частицы быстрее оседают и поднимающаяся
вода может проходить вверх со значительно меньшим трением
в малом количестве больших промежутков, чем это может быть
8* 227
в большом количество малых промежутков. Для крупного
узкоклассифицированного питания благоприятен большой рас-
ход смывной воды (меньше всасывания), так как это умень-
шает фазу просачивания в промежутках, увеличивая извле-
чение и производительность. Однако для ширококлассифици-
рованного питания нет идеальной дозировки смывной воды;
сильное всасывание благоприятно для тонких тяжелых ча-
стиц, среднее-—для тяжелых частиц средней крупности и ма-
лое— для наиболее крупных тяжелых частиц.
При прочих равных условиях увеличение расхода смывной
воды до некоторого оптимального значения увеличивает как
извлечение, так и степень обогащения; после этого извлечение
уменьшается, хотя степень обогащения может продолжать
увеличиваться.
Расход смывной воды остается одним из наиболее часто
регулируемых параметров; механизм регулирования обычно
зависит от искусства оператора, оставаясь скорее «черным,
ящиком».
Гравийная постель должна быть бедной и мягкой во время
пульсации и такой, чтобы пальцы оператора могли войти в нее
как в зыбучий песок. Обычно в искусственную постель проник-
нуть нелегко, надо затратить некоторое усилие, чтобы сместить
дробленый материал и достать отсадочное решето. Все же, ис-
кусственная постель должна быть подвижной и куски должны
слабо двигаться под действием хода вверх.
Применение отсадочных машин. Хотя .отсадочные машины
когда-то применяли для большого диапазона минерального
сырья, в настоящее время они, по-существу, применяются для:
промывки угля, первичной обработки россыпей; извлечения
крупного жильного олова; извлечения свободного металла из
золотосодержащих и других руд; очистки песков.
В подготовке угля отсадка является и будет, вероятно,
оставаться главным процессом для его обогащения, с ее по-
мощью получают примерно половину обогащаемого мокрыми
методами угля, с помощью тяжелосредной сепарации — одну
треть.
Применение отсадочных машин для обогащения угля
обычно характеризуется их способностью перерабатывать
уголь широкого диапазона крупности (—200 мм);производить
промпродукт, возможностью упрощения технологической схемы
с минимальным числом операторов и их способностью давать
большую производительность в большом диапазоне расхода
питания при минимальном регулировании.
Обычно отсадочные машины на углеобогатительных фаб-
риках или принимают все исходное питание [47, 48] (это наи-
более важный метод), или отсадкой обрабатывают только
крупный материал (например, +5 мм) после сухого грохоче-
228
ния сырой руды. Мелочь может быть отгружена потребителю ,
.отдельно, смешана с обогащенным крупным углем или пере-
работана в отдельном цикле сепарации тонкого угля. Этот тип
операции предусматривает эффективную производительность
очистки для отсадки.
Применение отсадки для промывки угля описано более
подробно в гл. 19 и 20.
Отсадочные машины Батак, первоначально сконструирован-
ные в Германии, нашли широкое применение для переработки
тонкого угля как в Европе, так и в Северной Америке [11, 21,
24, 48].
Отсадка широко используется как предварительная сепара-
ция в переработке аллювиального олова в Юго-Восточной Азии
(см. гл. 27) и в других местах, так же как и в первичной пе-
реработке золотоносных россыпей. Подготовка питания на та-
ких фабриках обычно состоит просто из удаления крупного
материала грохочением. Обычно отсадочные машины группи-
руют для основной, контрольной и очистной операций [9, 26,
27, 53, 55].
Отсадочные машины используют также как первичные кон-
центраторы для переработки жильных руд, такое применение
типично для Боливии.
Их, однако, не применяют в Корнуэлле и Австралии, где
для предварительной концентрации предпочитают тяжелосред-
ную сепарацию. Последовательное гравитационное обогащение
с отсадкой применяется на основной оловянной шахте Бир-
мы [18].
Североамериканские золоторудные предприятия обычно
применяют отсадочные машины в цикле дробления для извле-
чения крупного свободного золота [28, 33]; эта практика менее
типична для Южной Африки, где предпочитают другое обору-
дование, такое как концентрационный стол или сепаратор
Джонсона (см. гл. 24).
Крупная свободная медь также выделяется отсадкой на мед-
ной шахте Афтон [32].
В Советском Союзе отсадку широко применяют для раз-
личных руд, в том числе марганцевых, железных, олово- и зо-
лотосодержащих.
Отсадка способна перерабатывать материал самого широ-
кого диапазона крупности (—200 + 0,1 мм) по сравнению с лю-
бым другим гравитационным оборудованием; хотя и недоста-
точно понятая теоретически, она эксплуатационно хорошо при-
нимается как в комплексных, так и в простых установках
всеми видами работы.
Отсадочная машина в обозримом будущем останется одним
из наиболее главных обогатительных аппаратов, особенно для
переработки углей и россыпей.
229
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ' '«OV.-'W /С > ’ si
1. Adams, R. J. (1983). Control System Increases Jig Performance. Min
Equip. Inter. August 37—8.
2. Armstrong, F. and Wallace, W. M. (1957). Diagrammatic Representa-
tion of Jig Washing. Proc. Second Symposium on Coal Prep. University
of Leeds, 417—433.
3. Armstrong, D. G. (1964). Variations in Stroke Waveforms in a Labo-
ratory Jig. Trans. Inst. Min. and Metall. 73 148—9.
4. Batzer, D. J. (1962). Investigation into Jig Performance. Trans. Inst.
Min. and Metall. 72 (2) 61—68.
5. Batzer, D. J. (1966). Recovery of Cassiterite in a Ruoss Jig. Trans.
Inst. Min. and Metall. 77 C33—41 and Cl 12.
6. Batzer, D. I. and Brown, D. J. (1973). Choice of Jig Stroke Length
and Frequency in Relation to Concentrate Flow. Trans. Inst. Min and Me-
tall. 82 C52—53.
7. Bendelari, F. N. (1931). Ore Jig. U. S. Pat. No. 1, 794, 828.
8. Bird, В. M. and Mitchell, D. R. (1950). Jigs. Coal Preparation.
A. I. M. E., p. 303.
9. Chaston, I. R. M. (1960a). Developments in the Treatment of Mala-
yan Tin Ores. 5th Int. Miner. Proc. Cong. London 593—609.
10. Chaston, I. R. M. (1960b). Discussion on Harris, J. H. Serial Gra-
vity Concentration. Trans. Inst. Min. and Metall. 69 (March) 313—8.
11. Chen, W. L. (1980). Batac Jig Cleaning in Five U. S. Plants. Min.
Eng. Sept. 1346—1350.
12. Citron, E. H. (1958). Cleaning Fine Coal with a Newly Developed
Jig. Min. Eng. 10 (4) 488.
13. Cleveland, N. (1968). New High Capacity Circular Jig Recovers Fine
Minerals. World Min. 21 (11)3 pp.
14. Cleveland, N. (1970). Some Jig developments on Dredges. Paper
presented to Pacific Chapter meeting-world dredging Association. San Fran-
cisco. Feb.
15. Cleveland, H. (1982). Circular Jig. U. S. Patent 4, 310, 413.
16. Collins, F. W. (1946). Notes on Pan-American Placer Type Jigs.
Pan-American Eng. Co. Berkeley California.
17. Davila, M. O. (1957). How Empresa Minera de Catavi Concentrates
Tin Ores. Eng. Min. J. 158 (11) 100—108.
18. Drescher, H. P. (1977). Increase of Production by application of Dry
Mining Methods and Construction of a Modern Concentrator at Heinda Tin
Mine, Burma. Paper presented at 2nd International Symposium of Tin. La'
Paz. Bolivia.
19. Fellensiek, E. (1980). Sorting of Finest Grain Coal in a Double-fre-
quency Pulsator Jig. Paper presented to 112th Seminar of German Prep. Eng..
Working Group. Bochum. October 7 pp.
20. Geer, M. R. and Yancey, H. F. (1958). Operating Results with the
Feldspar Fine Coal Jig. USBM Rep. of Invest. No. 5412.
21. Hake, W. D. (1976). Application of the Batac Jig for Processing Fine-
Coal. Min. Congress J. Sept.
22. Harris, J. H. (1959). Serial Gravity Concentration: a new Tool in
Mineral Processing. Trans. Inst. Min. and Metall. 69 Dec. 85—94.
23. Harris, J. H. (1964). Discussion of paper by Armstrong, D. G. Varia-
tions in stroke waveform in a laboratory jig. Trans. Inst. Min. and Metall.
74 148—:).
24. Heintges, S. (1976). Application of Batac jigts and Teska vessels for
the Separation of Coal. Aufbereitstechnik. April 156—60.
25. Higginbotman, G. H. (1957). Tabling and Jigging. In Cremer H. W.
(Ed.) Chemical Engineering Practice 3 Butterworths, London 187—208.
26. Jones, M. P. (1967a). AAineral Processing of Tin Ores. In W. Fox
(Ed.). A Technical Conference on Tin. Int. Tin Council, London.
27. Jones, M. P. (1967b). Some Impressions of the Tin Mining Industry
in South East Asia. Trans. Inst. Min. and Metall. 76 Al —13.
28. Karklin, G. A. (1981). The Echo Bay Mines Silver Mill. Proc. 13th
Ann. Meet. Can. Miner. Processors. Ottawa 15—25.
29. Killmeyer, R. P. Jr. (1979.) A Performance study of Baum and Batac
Jigs. Min. Congress J. Aug. 42—46.
30. Lili, G. D. and Smith, H. G. (1960). A study of the Motion of Par-
ticles in a Jig Bed. Proc. 5th. Int. Miner. Proc. Cong. London 515—535.
31. Lovell, H. L. (1968). Jigs. In Leonard J. W. and Mitchell, D. R.
(Eds.). Coal Preparation 3rd Edition Am. Inst, of Min. Eng. New York
9—38 to 9—85.
32. Lovering, J. and Allen, M. (1979). The Afton Concentrator Can Min
J. Mar. 37—8.
33. Mackay, S. A. (Ed.) (1977). Milling of Gold and Silver Ores. In
Pickett, D. A. (Ed.). Milling Practice in Canada. CIM Special Vol. 16 Chap-
ter 4 45—79.
34. Malozenoff, P. (1937). Jigging Applied to gold dredging. Eng. Min.
J. 138 (9) 34—37.
35. Mayer, F. W. (1964). Fundamentals of a Potential Theory of the
Jigging Process. Proc. 7th Int. Miner. Proc. Cong. New York I 75—97.
36. Moncrieff, A. G. and Lewis, P. J. (1976). Treatment of Tin Ores.
Trans. Inst. Min. and Metall. 86 Sect. A. (April) A56—60.
37. Neil, J. W. (1914). Application of Jigs to Gold Dredging. Min. and
Scientific Press. Nov. 4 pp.
38. Nio, T. H. (1978). Mineral Dressing by IHC Jigs. Paper Presented
at Gravity Separation Technology in Reno. 46 pp.
39. Puncmanova, J., Prochazka, V. and Sebor, G. (1977). Gravity Con-
centration of Fluorite raw material. XII Int. Miner. Proc. Cong. Sao Paulo
Brazil. Paper 3.2.
40. Revnivtsev, V. I., Barskii, M. D., Vinogradov, N. N„ Podkosov, L. G.,
Makovskii, N. D. and Kaminskii, V. S. (1973). Hydrodynamic Research into
Gravity Concentration Processes and Methods for their Improvement. Proc.
10th Inter. Miner Proc. Cong. London 293—310.
41. Richards, R. H. (1894). Close Sizing before Jigging. Trans. Am. Inst.
Min. Eng. 24 409—486.
42. Richards, R. H. (1896). The Cycle of the Plunger Jig. Trans. Am.
Inst. Min. Eng. 26 3—32.
43. Richards. R. H. (1916). Pulsator Jig. U. S. Pat. 1. 176, 403.
44. Richards, R. H. and Locke, С. E. (1940). Textbook of Ore Dressing.
McGraw — Hill. New York. Chapter 11.
45. Richardson, F. J. (1983). Handbook of Mineral Jigs. Consolidated
Placer Dredging Corp. San Francisco.
46. Smith, H. D. (1916). Gold saving on Dredges. Min. and Scientific
Press. Aug. 202—4.
47. Sapp, A. (1982). Various trends in Coal Preparation. German Mi-
ning. 2/82 78—80.
48. Tackett, С. E. (1977). Greenwich Collieries: A Variation in the art of
Coal Washing by Jigs. Presented to 108th Annual Meeting of Am. Inst. Min.
and Eng. Atlanta, Geo.
49. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing. Wiley, New
York. Section 11.
50. Takakuwa, T. and Matsumura, M. (1954). A Contribution toward the
Improvement of the Air Pulsated Jig. 2nd Int. Coal Prep. Congr. Paper Al 18
E ssen
51. U. S. В. M Minerals Yearbook 1975.
52. Vissac, G. A. (1955). Coal Preparation with the Modern Feldspar
Jig. Trans. Am. Inst. Min. Eng. 202 Julv 649—655.
53. Williams, F. A. (1961). The Role of Jigs in Modern Ore Dressing.
J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 61 (May) 443—467.
231
95 348 Т (1959). Operating Products of the Tacub Jig. Gluckaui
55. Zamyatin, О. V., Lopatin, A. G., Sannikova, А. P., and Chugunov,
A. D. (1975). The Concentration of Auriferous sands and Conglomerates.
Nedra Press, Moscow.
56. Zimmerman, R. E. (1974). Batac Jig — a new improved Baum type
jig. Min. Congress J. 68 (5) 43—49.
57. Zimmerman, R. E. (1975). Performance of the Batac Jig for Cleaning
Fine and Coarse Coal sizes. Trans. Am. Inst. Min. Eng. 258 Sept. 199—
203.
Глава 11 • ..-„I
СТАЦИОНАРНЫЕ ШЛЮЗЫ И ПЭЛОНГИ
Получение золота из россыпных месторождений было, ве-
роятно, самой первой формой обогащения руд, и Плиний опи-
сал один из самых первых аппаратов для обогащения руды.
Из всех приспособлений, разработанных в помощь первым
горнякам для отделения золота от окружающего гравия, наи-
более популярным был непритязательный лоток. Он был прост
для использования и гибким: с его помощью можно было сти-
рать рубашку, кормить мула или жарить бекон.
Но промывка золота означает сидение на корточках часами
в ледяной воде, вращая онемелыми руками лоток. Для облег-
чения усилий старатели пытались собрать все виды изобретен-
ных приспособлений для промывки золота. Хотя и не обеспе-
чив менее утомительный труд, чем лоток, желоб «Длинный
Том» и стационарный шлюз делали работу быстрее.
Использование шлюзов было широко распространено
в XVI в. и Георгий Агрикола описал разновидности шлюзов
в своем труде «О горном деле и металлургии», опубликован-
ном в 1556 г., являющемся авторитетным руководством для
горняков и обогатителей более 200 лет.
Шлюзы до сих пор остаются важной достопримечательно-
стью на всех приисках золотодобывающих районов большин-
ства частей мира; «современные» шлюзы схожи с описанными
Агриколой.
В оловоперерабатывающей промышленности в Юго-Восточ-
ной Азии применяют стационарные шлюзы — пэлонги. Между
шлюзами и пэлонгами имеются некоторые небольшие отличия,
в основном относящиеся к верхнему пределу крупности ча-
стиц, перерабатываемых на данном оборудовании.
Стационарные шлюзы и пэлонги используют для эффектив-
ной предварительной концентрации тонких тяжелых частиц из-
питания широкого диапазона крупности. Тяжелые частицы
оседают между рядами рифлей, а более крупный мелкий мате-
риал проходит в хвосты. Грубые концентраты, удаляемые из
шлюза после остановки питания и удаления рифлей, подвер-
232
тают последующему обогащению для производства товарного
концентрата. Главное использование шлюзов — переработка
россыпного золота (см. гл. 24).
Стационарный шлюз представляет собой, по-существу, на-
клонный лоток или корыто, обычно прямоугольного сечения,
в котором питание с частицами большого диапазона крупности
промывается большим объемом воды. На дне шлюза имеются
ряды рифлей различного типа, расположенных так, чтобы до-
стичь некоторой турбулентности между каждой парой рифлей,
позволяющей сконцентрировать тяжелые частицы. Стационар-
ные шлюзы комплектуют установку для предварительной кон-
центрации россыпей; она содержит питающий бункер, конвейер-
ную систему, аппарат для промывки гравия и аппараты для
осаждения тяжелых минералов [13, 17].
Хотя некоторые производители предлагают для продажи
большой диапазон шлюзов, большинство покупают сделанные
для конкретных операций; проектирование и конструкции их
поэтому зависят от конкретного потребителя и от назначения
предлагаемого шлюза.
Практика в США и СССР отличается. В США, где множе-
ство месторождений разрабатывается небольшими горными
предприятиями, важно, чтобы вся россыпь, включая крупные
классы, обрабатывалась в стационарных шлюзах; поэтому
шлюзы проектируют соответствующим образом. Некоторые
операции производят эффективную грубую сепарацию гальки
с помощью железной решетки для защиты шлюзов. В СССР
чаще применяют предварительное отделение гальки и камней
с помощью решетки, барабанов или грохотов до подачи тон-
кой пульпы питания на шлюзы.
Стационарные шлюзы могут быть простыми, составными
или для тонкого материала (механизированными).
Простой шлюз (рис. 11.1) представляет собой наклонный
желоб с рядами рифлей, прикрепленных к плоскому дну. Это
оборудование применяется обычно для обработки питания
широкого диапазона крупности и с относительно крупными
частицами золота.
Россыпь, имеется предварительное грохочение или нет, по-
дается на шлюз вместе с соответствующим потоком воды. Рас-
ход воды, наклон и размер желоба регулируются таким обра-
зом, чтобы камни и галька катились поверх рифлей, а песок
Рис. 11.1. Поперечное сечение про-
стого шлюза:
J — корыто шлюза; 2 — система рифлей
233
оседал в пространстве между рифлями, продвигаясь вниз
шлюза серией скачков при очищающем действии пульпы. Гра-
вий транспортируется вдоль шлюза, скользя и перекатываясь
через вершины рифлей, в то время как мелкий гравий двига-
ется короткими скачками только над вершинами рифлей с по-
мощью процесса, известного как «пляска» [19].
При недогрузке или малом количестве гравия поверхность
воды и постель становятся спокойными, в частности, если гра-
вий содержит много песка. Это условие уменьшает эффектив-
ность транспортирования, также как и способность пульпы
к осаждению золота. Нагруженные условия, с другой стороны,
увеличивают несущую мощность воды и препятствуют уплот-
нению песка вследствие постоянного перемешивания.
Парадоксально, что слабо нагруженный шлюз — не только
превосходное изобретение для транспортирования хвостов, но
и лучше сберегает золото. Чрезмерная перегрузка, однако, тре-
бует чрезмерного расхода воды для предупреждения засоре-
ния, вследствие чего теряется тонкое золото.
Хотя действие над рифлями, по существу, является сорти-
ровкой по крупности, его можно рассматривать как концент-
рацию, так как ценный компонент обычно находится в мелком'
классе.
Песок в промежутках между рифлями поддерживается
в состоянии стесненного осаждения и просачивания в проме-
жутках добавкой воды и уменьшением степени вибрации, ока-
зываемой кусками, катящимися через верх рифлей. Тяжелые
частицы проходят через постель на дно, а легкие — постепенно
сносятся текущим потоком. Существенное требование улавли-
вания тонкого золота — содержание постели из песка между
рифлями в рыхлом подвижном состоянии. Она должна содер-
жаться как целое с перемещением частиц из верхнего слоя
к донному слою под действием добавки тяжелых частиц.
Стационарный шлюз можно рассматривать как «полный»,,
когда пространство между рифлями заполняется черным пес-
ком, после чего прерывают питание и начинают очистку.
Рифли в шлюзе эффективно выполняют три функции: за-
держивают золото, которое оседает на дно из текущего потока
гравия и воды, и дают ему возможность оседать; образуют
карман для возвращения этого осевшего золота; образуют
вихри, которые отделяют это золото от песка, осажденного-
вместе с ним.
При идеальных условиях и крупном золоте почти любой
вид рифлей будет работать хорошо; во всех других случаях
конструкция рифлей имеет важное значение.
Для максимальной производительности шлюза рифли дол-
жны оказывать минимальное сопротивление потоку, но в то
же время должны иметь такую форму, чтобы возбуждать про--
234
хождение струи, лишь достаточной для производства вихрей
или «кипящего» действия в пространстве до них и за ними.
Они должны быть дешевыми, легкими для установки и удале-
ния при умеренных эксплуатационных расходах [2].
Не только комбинация рифлей дает специфику этой конст-
рукции. Хотя выбираемый тип рифлей должен быть таким,
которые лучше всего приспособлены к данным условиям, на
практике пригодный материал и прихоть оператора часто опре-
деляют применяемый тип. Многочисленные типы рифлей при-
менялись в течение лет в стационарных шлюзах; кубические,
продольные и поперечные, или венгерские, рифли (рис. 11.2) —
наиболее часто применяемые.
Кубические рифли имеют низкие эксплуатационные рас-
ходы, там, где имеется доступный материал, но они требуют
время на их производство, установку и удаление. Деревянные
кубики имеют также тенденцию всплывать, если они непра-
вильно установлены. Хотя и распространенные в свое время,
в настоящем их популярность убывает.
Продольные рифли действуют отличным от всех других
рифлей образом. Крупный материал, проходя вниз по шлюзу,
начинает вклиниваться между рифлями и тогда нижняя сто-
рона этих частиц образует естественные спокойные зоны и
«карманы» для отложения золота. Этот тип рифлей эффекти-
вен для крупного золота, однако вклинившиеся частицы по-
роды имеют тенденцию к смещению с последующим продви-
жением тонкого золота вниз по шлюзу.
Поперечные рифли, вероятно, наиболее общий тип, исполь-
зуемый в простых шлюзах. Хотя применяется много различных
конструкций, наиболее эффективна венгерская модель рифлей.
Сделаны ли они из дерева, стали, чугуна или другого мате-
риала, общей характеристикой этих рифлей является выступ
с низовой стороны (вниз по течению).
Некоторого увеличения извлечения тонкого золота на про-
стых шлюзах можно достичь облицовкой дна шлюза грубым
Рис. 11.2. Различные типы рифлей, используемых в стационарных шлюзах
(одна стенка шлюза удалена для ясности):
а — кубические; б — продольные; в — венгерские
235
материалом, таким как холст, циновка, или применением усо-
вершенствованных шлюзов с покрытием хорошего качества
или даже из астроторфа [5].
Шлюзы для обогащения мелкого материала. Если россыпь
содержит значительную часть очень мелкого золота и простые
шлюзы не могут быть применены для его извлечения, то можно
использовать вторичные шлюзы для переработки только мел-
ких классов (—5 мм). Они могут быть использованы или в со-
четании с простыми шлюзами как «низовые» (по терминоло-
гии США), или «подшлюзки» (по терминологии СССР), или
могут образовывать самостоятельную обогатительную уста-
новку, особенно для мелких россыпей.
Для эффективного извлечения тонкого золота требуется
поток с более низкой скоростью, что достигается расширением
шлюза. Соответственным образом разработана модель рифлей.
Хотя здесь может быть применен миниатюрный вариант вен-
герских рифлей, более обычным является использование внут-
реннего или внешнего покрытия из натуральной резины или
другого грубого материала, покрывающего штампованную пла-
стину, или гибкого металла для образования рифлей. В СССР
предпочитают гофрированные или ячеистые резиновые маты,,
производимые специально для шлюзов.
Составные шлюзы объединяют желоба для переработки
как крупного, так и мелкого материала. Тонкие частицы, отде-
ленные с помощью сита в главной части от крупных, спуска-
ются на вторичный, или низовой, шлюз. Типичный пример —
шлюз Росса (рис. 11.3).
Материал поступает на разгрузочный короб с помощью
бульдозера или грузовика (вагонетки), здесь он репульпиру-
ется с помощью струи воды, подаваемой под высоким давле-
нием из гидромонитора, которая разрушает глинистые глыбы
и породу крупностью до 1 м до подходящей для шлюза круп-
ности [16].
Руда поступает из разгрузочного короба через сито из
штампованной пластины, где мелочь удаляется для промывки
в боковые желоба, или низовые. Каждый низовой желоб при-
нимает примерно 20—25 % воды, пропускаемой через шлюз.
Частицы крупнее размера отверстий сита плывут вниз по цент-
ральному желобу, крупное золото улавливается системой риф-
лей. Шлюз Росса может перерабатывать до 750 м3/ч пульпы.
Расход воды на таком шлюзе составляет около 75 тыс. л/мин..
Аналогичный шлюз, но без рифлей в центральной части,
был установлен на драгах в СССР в 1960-х годах [9].
Механизированные шлюзы. Ручная очистка шлюзов (или
удаление концентрата) обычно практикуется в Северной Аме-
рике. Попытки механизировать процесс были сделаны в СССР'
с применением различного оборудования [22]. Типичной такой:
236
" , . ,u: 2 7 Рис. 11.3. Схема устройства > Ъ< Ли 3 rSfc 4 ^\. V; J’/.;. "5 :,• шлюза Росса: 7 ‘хП 2-система первичных риф»*;. »-TJ «J?
j — vilvicma vivp<. г—у 4 __ разгрузочный желоб; 5 — решето из (низовой); 7 —система боковых рифлей 7- ’ п'>' , ' ik,« / ' — Рис. 11.5. Вращающийся шлюз [22]: 1 — шлюз под нагрузкой; 2 питающий короб; 3 — шлюз на очистке (промывка); 4 — вра- щение штампованной пластжи»» w ;>7 Р ~^Питание Рис. 11.4. Подвижный С" резиновый гофрирован- . ный шлюз: ) < А — движение ремня для очистки ill концентрат ' 7 ?..Ч 7 2
конструкцией является шлюз ShRP, который представляет со-
бой бесконечную гребенчатую резиновую ленту с рифлями со-
ответствующего профиля (рис. 11.4). В рабочем положении
лента остается неподвижной, но в положении очистки быстро
движется к верхнему концу с концентратом, который смыва-
ется с ленты во время прохождения головного шкива.
Другой подход — вращающийся шлюз, который состоит из
двух шлюзов, расположенных симметрично относительно пло-
скости общего дна (рис. 11.5). Шлюзы вращаются относи-
тельно долевой оси. После того как отработанный шлюз пере-
ворачивается и с него смывается концентрат, его место зани-
мает шлюз с чистой поверхностью, который уже прошел
очистку. Несмотря на то, что этот и простой механизированный
шлюзы позволяют производить более частую очистку, их не-
достаток— высокая стоимость и механические проблемы.
Конструкция шлюза. По сравнению с оборудованием дру-
гих типов для гравитационного обогащения, где предпочита-
ется стандартное оборудование, шлюзы обычно делаются по
заказу. Главными факторами, которые должны учитываться
при конструировании шлюза, являются характеристики гра-
вия и золота, разновидность выбираемых рифлей и наличие
воды, пригодной на месте эксплуатации. Эти факторы опреде-
ляют ширину, длину и уклон шлюза.
Ширина шлюза — один из наиболее важных параметров
при конструировании шлюза. Два противоположных условия
должны быть сбалансированы при выборе его ширины или
площади поперечного сечения.
Для транспортирования гальки или камней вниз шлюза
уровень воды должен быть достаточно глубоким, чтобы по-
крывать самые крупные камни. В многочисленных шлюзах
применяется именно такая глубина постели. В противополож-
ность этому извлечение тонкого или пластинчатого золота
в идеале требует, чтобы материал тек тонким слоем над риф-
лями с использованием воды, необходимой только для предот-
вращения забивания песком рифлей.
Эти два естественно противоположных требования не мо-
гут быть эффективно сбалансированы, если обработке на шлю-
зах подвергаются нестандартно крупные россыпи, содержащие
тонкое золото. За исключением редких случаев, когда россыпь
относительно мелкая, а золото крупное, от «простого» шлюза
следует отказаться. Должна быть проведена предварительная
классификация питания по крупности с последующей раздель-
ной переработкой крупного и мелкого классов на шлюзах раз-
личной конструкции и ширины или должны, быть использо-
ваны составные шлюзы.
Уклон, подобно ширине, определяется тем, чтобы водный
поток мог транспортировать крупный класс гравия и предот-
238
вращать забивание рифлей песком и в то же время позволял
осаждаться золоту. Крупный, плоский и покрытый галькой
гравий требует большего наклона, чем округлый.
Уклон шлюза в США измеряется в дюймах снижения на
стандартные 12 футов длины шлюза. Данные, приведенные
в работе [14], переведенные в проценты, показывают, что сред-
ний для шлюзования типичного гравия уклон составляет 4—
5 %, хотя такой большой уклон как 15 % принимается для
редко встречающегося крупного гравия [3].
Подавляющее большинство инженеров-строителей настаи-
вает на установке даже длинных шлюзов горизонтально земле,
таким образом исключая строительство элеваторов.
Длина шлюза относительно менее важная величина, чем
его ширина или уклон.
Хотя раньше на Аляске шлюзы часто достигали 1500 м,
обычная длина большинства современных шлюзов составляет
15—20 м [6]. Практика в СССР подобна, за исключением драг,
где стандартная длина составляет 6—8 м [22]; в этом случае
тонкое золото извлекается с помощью другого оборудования,
например отсадочных машин.
Оптимальная длина шлюза практически зависит от тонины
золота; очень тонкое или чешуйчатое золото требует большей
длины шлюза. Основная часть крупного золота может быть
извлечена на первых метрах шлюза. Это хорошо иллюстри-
рует рис. 11.6, который также показывает увеличение извлече-
ния золота при переработке тонкого питания [22].
Потребность в воде. Расход воды, требуемой для пе-
реработки на шлюзе россыпи широкого класса крупности,
огромен; недостаток необходимого количества воды часто яв-
ляется ограничивающим фактором для разработки шлюзов и
производительности горного предприятия.
Лонгридж [11] определил скорость потока, требуемого для
материала различной крупности (табл. 11.1).
Длина шлюза, м
Длина шлюза, и
Рис. 11.6. Извлечение золота как функция крупности частиц и длины шлюза
при крупности питания —16 мм (а) и —4 мм (б):
1----2+1 мм; 2--1+0,25 мм; 3---0,25 + 0,1 мм; 4 — 0,1 мм
239
ТАБЛИЦА 11.1
Действие скорости воды на материал различной крупности
Скорость воды» и/иим Действие на частицы
5 Движение тонкой глины , ...
10 Поднятие тонкого песка
15 Движение тонкого песка
35 Движение гальки крупностью 25 мм
! > ! . 60 , ". То же, 50 мм , . '
90 » , 100 мм
125 * , 200 мм
200 » , 500 мм (валуны) ’
Для типичной россыпи широкого диапазона крупности по-
требность в воде составляет 30—70 м3/мин на 1 м ширины
простого шлюза [14].
Производительность или «мощность» в пределах обрабаты-
ваемого материала определяется в США, по крайней мере,
практически как объем гравия, который может быть промыт
в течение 24 ч при постоянном расходе воды. Она может ме-
няться от минимального значения 8 м3/сут на 1 м3/мин воды
для крупной россыпи до максимального значения 50 м3/сут для
тонкого гравия [21]. Это приравнивается потребности в воде
от 30 до 180 м3 на 1 м3 перерабатываемого гравия, или содер-
жанию твердого в питании 0,5—4 %.
Работа шлюза состоит из двух разных циклов: питающего
и очистного.
Питающий цикл. Действие питающего цикла состоит
в поддержании «бежания» россыпи через шлюз, является ли
он простым, для тонкого продукта, или составным оборудова-
нием, до тех пор, пока рифли не наполнятся концентратом зо-
лота. Продолжительность питающего цикла зависит от содер-
жания тяжелого минерала в питании, типа гравия и самого
шлюза.
Очистной цикл. Когда шлюз наполняется, его останав-
ливают, пропускают смывную воду до тех пор, пока рифли не
очистятся от гравия. Очистка начинается с верхней части
шлюза при удалении нескольких рифлей и подаче небольшой
струи воды в обратном направлении. Концентрат выбирается
вручную совком или черпаком; золото остается в черном песке.
Затем его направляют на последующее обогащение. Циновка,
астроторф или пористый мат другого типа удаляют полностью
из шлюза и промывают в отдельной емкости.
Продолжительность цикла. Интервал времени ме-
жду процессами очистки значительно меняется. В американ-
ской практике этот интервал стараются сделать как можно
240 . '
Частота очистки, Гц < Крупность, мкм
Рис. 11.8. Зависимость извлечения
от крупиости частиц золота:
/ — шлюз Ванга; 2 — шлюз Замятина;
3 — стол Ванга
Рис. 11.7. Извлечение золота как
функция частоты очистки шлюза
на трех советских драгах [22]
длинее, особенно там, где водный сезон короток. Обычно для
головных шлюзов устанавливают примерно постоянный интер-
вал от 1 до 4 недель, как диктует опыт; хвостовые шлюзы очи-
щают только 1—2 раза в сезон, чтобы уловить то золото, ко-
торое пропустили головные шлюзы по причине довольно-таки
большого интервала между очистками.
Практика в СССР, однако, противоположна, особенно на
драгах, где шлюзы имеют меньшую длину. Обычно практику-
ется ежедневная очистка; для механических шлюзов цикл дол-
жен быть уменьшен до 2 ч для увеличения извлечения (рис. 11.7).
Эффективность шлюза. Нет оператора, которому нравилось
бы говорить, что его действия далеко не эффективны. Вечный
оптимизм оператора (без которого он, вероятно, в первую оче-
редь, не смог бы работать в суровых местах золотых россы-
пей) усиливается большими трудностями, если не полной не-
возможностью, точного определения потерь золота из шлюза.
Содержание золота в россыпном месторождении измеряется
обычно объемом фракции в частях на миллион. Это похоже на
производство коктейля в ванне. Если лохань, полную джина,
разбавить до одной части на миллион, получим глоточек вер-
мута. Возможно, среднему оператору выпало счастье оставить
россыпь в земле и ощущать себя в ванной комнате (в оправ-
дание Лоизу М. Копе).
При таких условиях опробование россыпи обычно включает
обработку большого количества материала при «оптимальных»
условиях физическими методами, вероятно, в другом шлюзе,
а затем обоснование «извлечения» на основании пропорции
к материалу, действительно получаемому в обычной сепара-
ции. Извлечение, в действительности, является параметром,
основанным на способности к извлечению при стандартном
процессе.
241
Имеется очень мало достоверных данных по извлечению
россыпного золота на шлюзах. Показано [20, 22], что средний
шлюз неэффективен для извлечения золота крупностью менее
0,2 мм (рис. 11.8).
Пэлонги. Пэлонг — местное название деревянного шлюза,
используемого в Юго-Восточной Азии для извлечения аллюви-
ального олова из гравия. Пэлонги имеют длину от 40 до 80 м
и обычную ширину 1—2 м. Рифли имеют более простую форму,
чем у шлюзов, и обычно состоят из вертикальных перегородок,
установленных на расстоянии 3—4 м друг от друга. Во время
работы материал, стекающий по пэлонгу, перемешивается
вручную; по мере того как песок накапливается, высота риф-
лей может быть увеличена.
Для небольших операций может быть применен только один
пэлонг, в то время как для больших операций устанавливают
бок о бок множество пэлонгов. На фабрике «Гопенд консоли-
дейтед», например, [4] установлено восемь пэлонгов, каждый
состоит из 20 линий, шириной 1,8 м и длиной 48,8 м. Пэлонги
имеют уклон 3,5° с рифлями через каждые 2,4 м.
В этой операции питание предварительно классифициро-
вано по крупности 12 мм с помощью барабана, нижний класс
обрабатывается в пэлонге. Пэлонги обычно очищают еже-
дневно с удалением рифлей и промывкой содержимого чистой
водой.
Эффективность пэлонги. Полный анализ низкокачествен-
ного аллювиального олова вызывает проблемы, аналогичные
для золотых россыпей. Обычно в современных оловянных рос-
сыпях содержится 0,25—1 кг SnO2 на 1 м3, или 0,1 —
0,05% Sn.
Анализ проб питания и хвостов аллювиальных месторож-
дений поэтому обычно включает стадию физической сепара-
ции, такой, как ручная промывка, и соответственно, эксплуата-
ционные характеристики оборудования основаны на извлекае-
мости олова.
Пэлонг — эффективное оборудование для извлечения та-
кого тонкого олова, как 100 мкм, но обычно теряется основная
часть касситерита мельче 70 мкм. На рис. 11.9. показаны ти-
пичные данные по извлечению олова разной крупности [10, 18].
Основное количество ценного компонента извлекается на ко-
ротком отрезке, небольшое количество тонкого материала бу-
дет извлекаться дальше вниз по пэлонгу.
Ланчут — оборудование исключительно Юго-Восточной
Азии, применяемое, главным образом, в оловянных шедах
(см. гл. 26). Ланчут, по существу, короткий трапециевидный
шлюз длиной примерно 4,5 м, утопленный в цементном полу
фабрики на глубину около 0,35 м ниже основного уровня пола
(рис. 11.10). Шлюз имеет гладкое деревянное дно, которое
242
100
201--1-------1-----1---1----1—
50 100 200 500
Крупность, МКМ
Рис. 11.9. Зависимость извлечения «извлекаемого» олова от его крупности
в пэлонгах различных фирм:
/ — «Гопенд консолидейтед» ; 2 — «Хон Сиэнг майнинг»; 3— «Вэнг Накхау»: 4 — «Кенг
Нигуан майнинг»
2
Рис. П.Ю. Ланчут:
1 — деревянная (брусчатая) плотина; 2 — кол-
лектор; 3 — коробка шлюза
умеренно наклоняется вниз и вверх по отношению к широкому
концу. Когда питание поступает на верхний конец, самые тя-
желые минералы оседают очень быстро, а более легкие мине-
ралы проходят дальше вперед под действием воды, поэтому
происходит сепарация минералов по их плотности. Все опера-
ции шлюза, включая питание и собирание продуктов, произво-
дятся вручную. Их производительность низка и они часто ис-
пользуются для окончательной очистки концентрата, когда
поток его слишком мал и не оправдывает применения концент-
рационного стола [8].
Надлежащим образом действуя, ланчут дает хорошие тех-
нологические показатели при конечной очистке (табл. 11.2)
[8].
Применение. Шлюзы и пэлонги являются простым и деше-
вым, но относительно неэффективным оборудованием, которое
не претерпело значительных изменений в этом веке. Однако
они оба занимают определенное, хотя и ограниченное место
в обогатительной промышленности. Их продолжают приме-
нять для переработки бедных россыпей золота, олова или дру-
ТАБЛИЦА 11.2
Типичная характеристика ланчута
Продукт Выход, % Содержание Sn, % Извлечение Sn, %
Конечный концентрат . ' н 48,0 74,1. 90,4
Промпродукт 28,6 12,4 9,0
X восты • : . . . 23,4 0,94 0,6
Питание ‘ * 100 39,3 . 100
243
гих свободных минералов, особенно в регионах, где мощная
техническая база ограничена.
Более современное оборудование, такое, как суживающиеся
шлюзы, конусные, винтовые сепараторы или отсадочные ма-
шины, будучи значительно более эффективным, вероятно, в ос-
новном заменит шлюзы и пэлонги. Однако вероятно, что на
многих золотых приисках и гравийных горных предприятиях
эти классифицирующие аппараты будут применять еще и
в XXI в.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Agricola, G. (1556). De Re Metallica. Trans Hoover HC and Hoover
LH, Dover Publications, N. Y. 1950 Book XIII.
2. Bouery, P. (1913). Study of Riffles for Hydraulicking. Eng. Min. J.
May 24.
3. Bowie, A. J. (1905). Practical Tretise on Hydraulic Mining in Cali-
fornia. 10th Edition, Van Nostrand Co.
4. Chadwick, J. R. (1982). Gopeng the Changing Face of Gravel Pump
Mining. World Mining, May 46—9.
5. Colp, D. B. (1979). Fine Gold Recovery Units. Conference on Alaska
Placer Mining, MIRC Rep. 4 Univ, of Alaska, Fairbansk, 31—37.
6. Cook, D. J. (1954). Gold Recovery in a Sluice Box. Eng. of /Mines
Thesis Univ, of Alaska (unpublished).
7. Гольдтман О. T. Шлюз замедленного режима для гидроэлеваторных
приборов. — Колыма, 1963, № 3, с. 5.
8. Hasbi Hassan, А, (1982). Recovery of By-Product minerals from the
Malaysian Tin Mining Industry. Seminar on Beneficiation of Tin and Assoc.
Minerals. Bangkok, SEATRAD Centre 23 pp.
9. Иванов Б. Б. Шлюзы замедленного режима в работе. — Колыма,
1964, № 4, с. 39.
10. Jackett-Simpson, R. J. (1974). A Case Study of a Large Scale Gravel
Pump (Palong) Method of Mining at Gopeng Consolidated Sdn. Bhd. Fourth
World Conference on Tin Kuala Lumpur, Int. Tin Council. Vol. II 207—
221.
11. Longridge, С. C. (1910). Hydraulic Mining. Min. J. London.
12. Ng, A. P. (1977). Mineral Dressing Practice in a Malaysian Cassite-
rite Ore Processing Plant (2nd) Inter. Tin. Symposium LaPaz, Bolivia
18 pp.
13. Newman, IF. A. (1937). Sluice Boxes. Eng. and Min. J. May 229.
14. Peele, R. J. (1941). Mining Engineers Handbook. J. Wiley and Sons
New York Section 10.
15. Pliny, С. P. S. (c70). Natural History. Book 33, 21.
16. Ross, L. and Plummer I. (1979). Fine Gold Recovery in Yukon Pla-
cers Using the Ross Sluice Box. Conference on Alaska Placer Mining MIRC
Rep. 43. Univ, of Alaska, Fairbanks, 76—8.
17. Storms, W. H. (1911). How to Make a Rocker. Eng. and Min. J.
June 24.
18. Suvarnapradip, P. (1969). Relationship Between Grain Size and Re-
covery of Cassiterite in Gravel Pump Mines. W. Fox (Ed.) A Second Techni-
cal Conference on Tin Bangkok. Int. Tin Council Vol. II 653—670.
19. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing. J. F. Wiley and
Sons New York, Section II.
20. Wang, W. and Poling G. W. (1981). Methods for Recovering fine
placer gold. Paper presented to 6th Annual District 6 Meeting Can. Inst.
Min. and Metall., Victoria 39 pp.
244
21. Wimmler, N. L. (1927). Placer Mining Methods and Costs in Alaska.
USBM Bull. No. 259.
22. Обогащение золотосодержащих песков и конгломератов/О. В. Замя-
тин, А. Г. Лопатин, Н. П. Санникова, А. Д. Чугунов. М., Недра, 1975.
Глава 12
ОБОГАЩЕНИЕ НА СУЖИВАЮЩИХСЯ ШЛЮЗАХ
В предыдущей главе рассмотрены шлюзы различного типа
с рифлями, которые использовались в течение столетий. В этой
главе описано относительно современное оборудование — су-
живающиеся шлюзы с гладким дном и их производные, вклю-
чая импульсные желоба и конусы Рейхерта.
Суживающиеся шлюзы отличаются от рифленых как глад-
ким дном желоба, так и способом удаления концентрата. В риф-
леных шлюзах тяжелые частицы оседают в промежутках ме-
жду рифлями, скапливаясь с правого угла по отношению к по-
току, и удаляются периодически, а в суживающихся желобах
режим потока такой, что тяжелые частицы удаляются по-
стоянно.
Неизвестно, кто первый исследовал принцип концентратора
типа суживающихся шлюзов. Одна из наиболее ранних работ
опубликована в Корнуолле в 1920-х годах Клоком Бразерсом
[35]. Одна из наиболее ранних конструкций, запатентованная
Лабоуджизом во Франции (1943 г.), нашла некоторое приме-
нение для промывки угля, но не привилась в рудной промыш-
ленности.
Первые аппараты, разработанные в США, включали кон-
центратор Кэннона и концентратор Капко-Фаннинг. Хотя
в США была разработана и другая аппаратура, главное раз-
витие этого направления началось в Австралии. Оно было
тесно связано с разработкой восточных прибрежных минераль-
ных песков. В начале 1950-х годов богатые месторождения
начали истощаться и производители форсировали разработку
бедных месторождений, применяя такие нововведения, как вин-
товые сепараторы, а вскоре затем суживающиеся шлюзы. Раз-
личное более или менее успешное оборудование, такое, как
«Звезда Йорка», было разработано Белмонтом и Кудгеном,
в то время как позднее импульсные желоба Райт и шлюзы
Хатал утвердили австралийское господство в производстве су-
живающихся желобов. Хотя и не совсем суживающийся шлюз,
концентрационный стол Рэнд был разработан в Южной Аф-
рике в 1949 г. для извлечения золота в цикле измельчения.
Обычный в Южной Африке, он не нашел применения в других
местах.
Конус Рейхерта можно рассматривать как особый тип су-
живающегося шлюза. Концентрационную поверхность в виде
245
г . : Рис. 12.1. Принцип дейст-
Питание вия суживающегося шлюза:
перевернутого конуса можно рассматривать как ряд суживаю-
щихся желобов, расположенных по кругу и примыкающих
друг к другу. Самое главное отличие заключается в том, что
в конусе нет боковых стенок, как у шлюза, препятствующих
расслоению. По существу, это единственное отличие между
набором суживающихся желобов и конусом.
Обладающие высокой производительностью и низкими экс-
плуатационными расходами суживающиеся шлюзы и конусы
Рейхерта являются значительными достижениями в техноло-
гии гравитационного обогащения за последние 30 лет.
Принцип действия типичного суживающегося шлюза пока-
зан на рис. 12.1. Он обычно состоит из наклонного желоба,
ширина которого уменьшается по направлению потока. Пульпа
при высоком содержании твердого поступает относительно
тонкой струей в верхний широкий конец желоба. По мере того,
как этот поток стекает вниз шлюза, устанавливается градиент
скорости перпендикулярно к текущему потоку и тонкие и тя-
желые частицы концентрируются в нижней части потока под
действием механизмов стесненного осаждения и просачивания
в промежутках. В шлюзе обычной формы, где ширина желоба
уменьшается в направлении потока, глубина потока увеличи-
вается почти пропорционально скорости движения, и это уве-
личивает толщину постели и, естественно, улучшает разделе-
ние тяжелого и легкого материала.
В конце желоба медленно движущаяся нижняя часть струи,
соответственно обогащенная тяжелым минералом, отсекается
от потока с помощью специального отсекателя. Быстро движу-
щаяся верхняя часть струи, обедненная тяжелым минералом,
пропускается над отсекателем и регистрируется как сепариро-
ванный продукт.
Много типов отсекателей, или рассекателей, разработано
для управления выходом тяжелого продукта, удаляемого
в конце желоба; они будут рассмотрены при обсуждении каж-
дого типа оборудования.
Суживающийся шлюз относительно неэффективное обору-
дование; только небольшая степень обогащения может быть
246
Рис. 12.2. Поперечное сече-
ние одного из 48 секторов
концентратора Кэннона:
1 — питающий патрубок; 2 —
питающая часть; 3 — концент-
рационная часть’; 4— рассека-
тели; 5 —• носовое кольцо
достигнута при одноразовом пропускании материала. Успеш-
ное применение концентраторов типа суживающегося шлюза
таким образом требует многократного пропускания материала
через серию шлюзов, которое из экономических соображений
обычно выполняется самотеком.
Шлюзы и конусы были разработаны для сепарации сво-
бодных минералов, таких, как морские пески, и они особенно
неэффективны для сепарации минералов близкой плотности.
Суживающиеся шлюзы и желоба. Круговой сепара-
тор Кэннона [1, 9, 10] — один из первых концентраторов
типа суживающегося шлюза, применяющегося в промышлен-
ности.
Концентратор Кэннона состоит из 48 шлюзов, каждый со
степенью сужения 7,5°, расположенных по кругу, с питающим
концом каждого шлюза на периферии круга. Так как каждый
шлюз наклонен вниз по направлению к центру, круговой кон-
центратор Кэннона похож на перевернутый мелкий конус, раз-
деленный на 48 отдельных желобов.
При работе пульпа, желательно с высоким содержанием
твердого, подается из центрального распределителя с помощью
24 трубок в двухдорожечный делитель. Конструкция такова,
что струя пульпы поступает на шлюз со скоростью, близкой
к нулю, таким образом усиливая сепарацию.
При разгрузке шлюза струя пульпы разделяется на три ча-
сти с помощью специальных рассекателей. Удаление медленно
движущегося тяжелого продукта через первый рассекатель
улучшается с помощью выгнутого разгрузочного края, кото-
рый наклонен таким образом, чтобы отделить донный слой от
основного потока под действием давления поверхности
(рис. 12.2).
Отсечение концентрата, промпродукта и хвостов регулиру-
ется вертикальным перемещением отсекателей; ясно, что это
только необходимое управление.
247
Концентраторы Кэннона были установлены на различных
операциях в США в 1950-х годах, включая фирму «Дюпонт’с
Трэйл Ридж», Оклахома, где оборудование претерпело некото-
рое изменение [22].
Однако по аналогии с другими ранними сепараторами типа
суживающегося шлюза, слишком много ожидалось от концент-
ратора Кэннона. В настоящее время определено, что для по-
лучения приемлемых степени обогащения и извлечения тре-
буется многократная обработка, а на концентраторе Кэннона
исходный, продукт делится на три фракции в один прием. Кэн-
нон сам исследовал возможность многократной обработки на
простом оборудовании, но в этом случае между стадиями тре-
буется подача пульпы с помощью насоса.
Концентратор Кэннона со своей формой поверхности пере-
вернутого конуса может рассматриваться как предшественник
конуса Рейхерта, разработанного в Австралии и заменившего
его.
Одной интересной разработкой концентратора Кэннона было
его использование для флотации крупных частиц, особенно при
переработке фосфатов [44, 45]. Материал, содержащий 15—
20 % твердого, с добавкой соответствующих реагентов пода-
ется в аппарат обычным способом, но входящая в верхнюю
часть шлюза пульпа пропускается над встроенным воздушным
кольцом, через которое проходит под низким давлением воз-
дух, заставляющий гидрофобные минералы флотироваться
(рис. 12.3).
По мере того, как пульпа течет вниз суживающегося
шлюза, она разделяется на три слоя: депрессированный слой,
водный слой, толщиной около 20 мм, и сфлотированный слой.
Два слоя минералов разделяют с помощью простого раздели-
тельного кольца, помещенного в водном слое, когда они поки-
дают шлюз.
Веерный концентратор Кап ко также разработан
в США. Он состоит из шлюза длиной 600 мм с углом наклона
10° [43]. Отличительная черта веерного концентратора — метод
разделения продукта. Поток пульпы в месте разгрузки падает
на пластину, установленную под небольшим углом к верти-
кали и почти параллельно одной из сторон шлюза, и разбива-
ется на веерообразные струи (рис. 12.4). Лопасти рассекателя
прикреплены к пластине или к зафиксированному коллектору,
которые можно регулировать для деления падающей струи
пульпы на концентрат, промпродукт и хвосты.
Частичное повторное перемешивание расслоенной пульпы,
когда она ударяется о веер, неизбежно влечет за собой боль-
шое снижение выхода промпродукта, который, в свою очередь,
создает избыточную циркулирующую нагрузку. На фабрике,
применяющей веерные концентраторы для основной, контроль-
248
Рис. 1'2.4. Веерный концентратор:
/ — подъемник питания; 2 — шлюз;
3 — веер
Рис. 12.3. Концентратор Кэннона, ис-
пользуемый как оборудование для фло-
тации крупного фосфата:
1 — концентрационная часть; 2 — воздушное
кольцо
ной и перечистной сепарации, масса перерабатываемой водной
пульпы более чем в 10 раз превышает исходное сухое питание
и почти в 4 раза больше, чем в современных шлюзах или ко-
нусах.
Так же как и от концентратора Кэннона, от веерных сепара-
торов ожидалось слишком много, и их применение уменьша-
ется.
Капко также разработал сепаратор Ламфло в начале
1970-х годов [34]. Он состоит из шлюза шириной в питающем
конце 760 мм и длиной 3 м с тремя прорезями для удаления
тяжелого продукта, расположенных примерно на расстоянии
1/3, 2/3 и в конце шлюза (рис. 12.5). Конфигурация стен претен-
дует на то, чтобы создать правильное ламинарное течение
с минимальным влиянием стен.
Форма аппарата такова, что в первой и третьей секциях
механизм сепарации — классификация по массе, во второй —
происходит обратная классификация. Эффективность общей
Рис. 12.5. Вид сверху сепаратора Ламфло:
/ — щели для концентрата; 2 — изогнутые стороны
24»
концентрации, таким образом, уменьшается и концентраторы
Ламфло никогда не были достаточно популярны.
Другой известный американский шлюз—Хаб ар та [2, 27].
Шлюзы располагаются параллельно встречными рядами (про-
тивотоком), имеют отсекатели продуктов вдоль длины, что
уменьшает необходимую общую площадь пола.
Аппарат, разработанный в Гиредмете в СССР, прост
В этом отношении [52], но он требует многократной обработки
хвостов. Концентрат может быть удален в точках вдоль длины
шлюза или подобно Ламфло.
Ш люзы Йорка. Братья Йорк в Восточной Австралии
разработали модифицированный суживающийся шлюз, исполь-
зующий принцип подрезания для удаления концентрата через
прорезь в основании шлюза у разгрузочного конца. Короткая
параллельная секция включена в конец шлюза для того, чтобы
регулируемый язык или отсекатель могли быть соответствую-
щим образом подогнаны. Таким образом, изменяя размер
щели, можно регулировать выход удаляемого концентрата [41].
Шлюзы устанавливают в параллельные линии с последую-
щим образованием стадий «зиг-заг», что позволяет повторно
перерабатывать хвосты и концентраты в контрольном или пе-
речистном циклах. Позднее на фабриках шлюзы стали распо-
лагать в цикл по конфигурации «звезда» и это дало некоторые
преимущества при размещении контрольных и перечистных же-
лобов.
Эта «звезда», которая имеет производительность примерно
100 т/ч, оказывается до некоторой степени негибкой и последу-
ющая тенденция — возврат к различному открытому, «зиг-заг»
или внутрилинейному расположению.
Другой вариант—многократный шлюз Белмонт — круго-
вой сепаратор, изготовленный из дерева, покрытый резиной
с выбивной щелью в рассекателе из нержавеющей стали, при-
крепленном к боковой стороне шлюза на одном vpoBHe с дном
у разгрузочного конца.
Многократный изменяющийся шлюз К у Д -
гена — другой австралийский аппарат для переработки мор-
ского песка. Ширина шлюза у разгрузочного конца 380 мм,
длина 760 мм. Предусмотрена фиксированная щель или горло-
вина и отсекание (выход) концентрата варьируется изменением
ширины разгрузочного конца шлюза при повороте одной из бо-
ковых стенок вокруг оси у питающего конца.
Самая значительная разработка Кудгена—перевернутая
горловина. Гравитационный концентратор, применяющий под-
резной принцип, оказывается чувствительным к засорению мел-
кой галькой и волокнами. Несмотря на просеивание на бара-
банных или вибрационных грохотах с размером отверстий 3 мм
перед первичным обогащением, этот волокнистый материал пе-
250
рекрывает горловину шлюза и забивает концентратор. В ре-
зультате— высокие потери минерала и низкие эксплуатацион-
ные характеристики.
Перевернутая горловина, которая установлена на разгру-
зочном конце канала, выступает вниз и назад под углом 30°
к потоку пульпы. Такая конфигурация значительно снижает
проблему забивки, особенно по отношению к волокнам, н на
многих шлюзах в процессе эксплуатации устанавливают пере-
вернутые горловины.
Удлиненный желоб также разработан Кудгеном [3].
Удлиненный желоб, оборудованный простыми съемными лот-
ками для приема первого и второго отсекаемых продуктов, про-
изводит только шесть фракций из каждого питающего конца,
по сравнению с 12 фракциями на других желобах.
Часть из описанного выше оборудования еще применяется
в некоторых местах; оно обычно производилось в 1950—60 гг.,
и четыре из них еще производятся в настоящее время. Однако
значение раннего оборудования заключается в том, что оно
привело к разработке более современных шлюзов, которые
в настоящее время разрабатываются почти исключительно
в Австралии.
Концентратор Дилтрой был первоначально установ-
лен на фабрике «Диллингхан майнинг» (Австралия), перераба-
тывающей морские пески [4]. Концентратор Дилтрой — подсеч-
ной шлюз для перечистки. Каждый аппарат сделан из фибер-
гласового желоба с короткими отвесными стенками. Общая
длина 760 мм и ширина 460 мм. Желоб имеет параллельные
стороны на половину своей длины и затем суживается к дру-
гой узкой секции, где установлена перевернутая щель для вы-
ведения концентрата.
В обычной операции хвосты из шлюза Дилтрой пропуска-
ются через группу из трех других желобов, чтобы достичь вы-
сокого извлечения тяжелого минерала. Концентрат из желобов
поступает на мини-желоба. Желоба легко составляются в мо-
дули.
Многопродуктовый шлюз Хатал (рис. 12.6) со-
стоит из двух параллельных линий основных желобов, четырех
в каждой линии, с установкой до 10 уровней желобов один
над другим. Подобно шлюзу Дилтрой, небольшие боковые ми-
ни-желоба устанавливаются для очистки продуктов и произво-
дят до 12 различных продуктов.
Концентратор с импульсной пластиной Райт
им па кт отличается от всех других суживающихся шлюзов
способом удаления концентрата. В нем общий поток пульпы уда-
ряется о плоскую пластину и разделяется на две результирую-
щие струи под действием гидродинамического эффекта. Здесь
нет рассекающего механизма, как в традиционных концентра-
251
Рис. 12.6. Многопродуктовый шлюз Хатал:
1 — питающий конец; 2 — консольные желоба (очистные); 3 — главная линия желобов
Рнс. 12.7. Импульсный концентратор с импульсной пластиной Рант нмпакт;
1—угол квадранта; 2 — импульсная пластина; 3— направление питания
торах, и поток пульпы делится на две струи под действием
удара о плоскую пластину (рис. 12.7).
Для данного материала угол импульсной пластины относи-
тельно потока пульпы определяет долю питания, переходя-
щего в концентрат. Этот фактор остается постоянным при ко-
лебаниях скорости потока и плотности пульпы, таким образом
поддерживая оптимальные извлечение и технологические ха-
рактеристики в фабричных условиях.
Конструкция импульсной пластины исключает проблему за-
бивания: волокна и галька просто перепрыгивают через вер-
шину пластины и отправляются в хвосты. Эта возможность уп-
равлять мелкой галькой увеличивает верхнюю границу диапа-
зона крупности перерабатываемых частиц.
252
Рис. 12.8, ТЙпвчвая установка импульсных желобов Райт
: • -Л * . (
а
концентрат
Рнс. 12.9. Плоский стол Рэнда:
а — вид сверху; б — профиль; в — разрез, показывающий рифленую деку; / — щели
для концентрата
Установка импульсных желобов Райт составляется из жело-
бов четырех или шести конфигураций (рис. 12.8). В каждом
случае первый желоб имеет прямые стороны и небольшой угол
наклона (примерно 5°), а другие являются комбинацией же-
лобов с параллельными и суживающимися сторонами от прос-
тых до Дилтрой.
Следует упомянуть также желоб Рейхерта, который явля-
ется типичным суживающимся шлюзом. Он, главным образом,
используется вместе с конусом Рейхерта как вспомогательное
оборудование для этого аппарата и поэтому будет рассмотрен
далее.
Рантовый струйный плоский стол Рэнда. Плоский струйный
стол Рэнда был разработан в Южной Африке для замены бре-
253
венчатых столов на золотоизвлекательных фабриках [53].
Плоский стол — один из наиболее ранних еще применяющихся
шлюзов, хотя и никогда не применявшийся нигде, кроме Юж-
ной Африки.
Плоский стол не строго подпадает под определение сужи-
вающегося шлюза. Он имеет параллельные стороны и малень-
кие рифли, расположенные параллельно потоку пульпы. Од-
нако он имеет постоянную разгрузку тяжелого продукта, пред-
ставляющего собой нижний слой постели, и, таким образом,
может быть включен в данный раздел.
Аппарат, имеющий 3—4 м в длину, разделен на три равные
секции (рис. 12.9). Между каждыми секциями поверхность
опускается и поперек стола проходит щель. Ширина щели до-
статочна, чтобы позволить легкой верхней части пульпы упасть
через отверстие в приемник, достигая таким образом разделе-
ния. Рифли снабжены покрытыми гофрированной резиной ма-
тами на верхней поверхности стола.
Рифли защищают осевшие частицы от увлечения крупными
частицами меньшей плотности, которые могут захватить их
в быстро движущуюся верхнюю часть пульпы. Действие рифлей
подобно суживанию шлюза в том, что они уменьшают общую
ширину постели концентрата и, таким образом, увеличивают
его глубину. Однако они имеют преимущество перед суживаю-
щимся шлюзом в том, что ширина верхнего слоя постели оста-
ется постоянной, вследствие чего достигается большая произ-
водительность на единицу оборудования.
Столы Рэнда применяют на ряде фабрик Южной Африки
для обработки разгрузки шаровых мельниц II или III стадии.
Небольшое количество воды добавляют, главным образом, для
достижения оптимальной плотности (содержание твердого
около 60%). Плоский стол более терпим к крупным частицам
пустой породы, чем суживающиеся шлюзы или конусы Рейхерта,
так как крупные частицы проскальзывают над рифлями. Про-
изводительность плоского стола составляет около 60 т/ч на 1 м
ширины и на столе обычно получают два или более концен-
тратов. Низкая цена и высокая производительность плоских
столов позволяет устанавливать их на разгрузке мельниц.
Учитывая единичную производительность и технологические
характеристики плоского стола, до некоторой степени удивляет,
что они не нашли применения в других местах, кроме Южной
Африки.
Конус Рейхерта. Эрнст Рейхерт из фирмы «Минерал депо-
зите Лтд.», Кливленд, Австралия, сделал вывод, что основной
недостаток суживающихся шлюзов — действие боковых стен
шлюзов, которое уменьшает общую эффективность концентра-
ции [20]. Для преодоления этого недостатка Э. Рейхерт подал
идею о бесстенном аппарате, или перевернутом конусе.
254
Концентратор первоначально разработан в 1960-х годах
в качестве дешевого высокопроизводительного аппарата для по-
лучения из бедных руд (2—4 % тяжелого минерала) высоко-
качественного концентрата и приемлемых хвостов в одну ста-
дию.
Первые аппараты состояли из одного или двух простых ко-
нусов, работающих в группе как контрольное и перечистное
оборудование в комплексе со шлюзами типа желобов, перера-
батывающих концентраты конуса [24]. Разработка двойного
конуса привела к одноступенчатому оборудованию; ступень, со-
стоящая из двойного конуса, производящего конечные хвосты,
и одного или более простых конусов, перерабатывающих кон-
центрат двойного конуса в группе с простым конусом, выдает
объединенные конечные хвосты.
Конус Рейхерта, подобно другим суживающимся шлюзам,
не особенно эффективен, и это вкупе с беспрестанно ухудшаю-
щимся качеством руды привело к разработке в конце 1960-х
годов многоступенчатого оборудования с максимально восемью
двойными и простыми конусами, делящихся на три или четыре
ступени. Эти многоступенчатые аппараты в настоящее время
являются обычными для большинства установок конуса Рей-
херта.
С начала 1970-х годов конусы Рейхерта стали применять
для обогащения не только минеральных песков, но и железной,
вольфрамовой, оловянной, медной, цирконовой, урановой и дру-
гих руд [15].
Конус Рейхерта — концентратор типа тонкого текущего по-
тока, включающий серию перевернутых конических концентра-
ционных дек, увенчанных конической распределительной декой,
расположенных по вертикали, применяющих различные комби-
нации двойных D и одинарных S элементов.
Компоненты, из которых сделаны элементы, относительно
просты и в большинстве случаев встречаются в промышленных
образцах. Конструкционные материалы включают покрытый
полиуретаном фиброглас, покрытый полиуретаном чугун, не-
ржавеющую сталь, резину или бронзу. Дополнительные уст-
ройства смонтированы в трубе корпуса, высота корпуса меня-
ется в зависимости от числа установленных элементов и стадий.
Основной элемент конуса Рейхерта — конусный аг-
регат (рис. 12.10). Это мелкий перевернутый конус диаметром
2 м с постоянным углом наклона 17°. Питание распределяется
равномерно по поверхности конусного агрегата, с которого оно
стекает внутрь.
По мере того как пульпа течет к центру, толщина постели
увеличивается вследствие уменьшения площади поперечного
сечения. В точке разгрузки через отводящую концентрат щель
толщина пульпы примерно в 4 раза больше, чем ее толщина
' '255
Рнс. 12.10. Основной элемент
конуса Рейхерта:
1 — распределение питания; 2 — от-
секатель концентрата
Рис. 12.11. Действие щели
в конусе Рейхерта:
1 — изображение верхней струи;
2 — регулирование
у периферии. Минералы с высокой плотностью имеют тенден-
цию оставаться у концентрационной поверхности, образуя на-
носной слой.
В центре каждого концентрационного конуса имеется
втулка с кольцевой щелью для удаления концентрата (рис.
12.11). Щель образована двумя кольцами из покрытого поли-
уретаном чугуна, подогнанными друг к другу с помощью трех
радиальных спиц, которые могут двигаться в наклонных щелях.
Размер щели, измеренный от перпендикуляра к поверхности
верхней струи, составляет примерно 3 мм, но эффективный раз-
мер регулируется действительным положением сегмента, пово-
рачивающего нижнюю струю, в зависимости от чего достига-
ется разделение наносных слоев. На рис. 12.11 показана обыч-
ная геометрия разделения слоев.
Закругление поверхности сообщает стабильность в опреде-
ленных пределах таким параметрам, как толщина постели,
плотность и скорость пульпы, не вызывает резких изменений
выхода твердого в концентрат или плотности продукта. Острый
край создает двойную проблему: увеличение чувствительности
к изменениям параметров пульпы и накопление волокнистых
материалов, которые просто текут через слегка закругленную
поверхность.
Внутренняя часть втулки может быть поднята или опущена
относительно наружного компонента движением металлической
рукоятки, прикрепленной к двум радиальным спицам; это ре-
гулирование может быть ручным или от гидравлического или
электрического привода.
Двойной конусный элемент является просто составным ва-
риантом уже описанной простой конусной системы и способен
к двухкратной обработке продукта благодаря включению па-
раллельных концентрационных поверхностей без значительного
увеличения высоты или площади пола.
Конечный этап концентрата — обычно удаление через двой-
ное выпускное сборное кольцо и транспортирование его по вер-
256
Рис. 12.12. Диаграмма внутреннего потока одной DS стадии конусного кон-
центратора Рейхерта:
1 — распределитель питания; 2 — сборный двойной конус; 3 — регулируемая втулка; 4 —
составной простой конус; 5 — переменная втулка
тикальным трубкам, прикрепленным к корпусу конуса. Для
бедных руд, для которых должна быть достигнута максималь-
ная степень обогащения внутри одного контура, устанавливают
шесть лотковых концентраторов, смонтированных между ко-
нусными стадиями для собирания и перечистки концентратов
простого конуса. Концентрат желобов и хвосты стекаются к ко-
нечному концентратору и в нижнюю стадию конуса в зависи-
мости от содержания и распределения минерала. Щели жело-
бов имеют несколько основных форм и приспособления в виде
круговых конусных втулок и легко регулируют технологические
показатели.
Конфигурации конусных систем. Элементы ко-
нуса группируют в «стадии», состоящие обычно из двойного
конусного элемента D, смонтированного под одним или двумя
одинарными конусами S и, если оправдано, с установкой же-
лобов для последующего повышения качества (рис. 12.12).
Концентраты каждого элемента повторно перерабатывают
на следующих поверхностях, а хвосты каждого элемента объе-
диняют для последующей переработки на новой нижней стадии.
9 Заказ № 1987 257
а Питание
б . - • • Питание
Рис. 12.13. Две основные конфигурации конуса Рей-
херта:
a — 4DS; б — 2DSS—DS • : Л”:
Перераспределения объединенных хвостов достигают с помо-
щью внутристадийного распределителя, смонтированного на
двойном конусе следующей стадии.
Хотя конусные элементы можно объединять в различные
конфигурации (Рейхерт, в конечном счете, предложил 35 раз-
личных моделей), в промышленном цикле обычно используют
схемы 4DS и 2DSS—DS (рис. 12.13). Схема 4DS (см. рис.
12.13, а) состоит из четырех двойных D и простых S стадий,
сгруппированных вертикально; каждый S конус производит кон-
центрат, а каждые три верхние DS стадии производят хвосты,
которые затем перерабатывают на следующей стадии. Конеч-
ные хвосты получают на четвертой DS стадии. Подобным об-
разом схема 2DSS—DS (см. рис. 12.13, б) состоит из двух DSS
258
стадий, увенчивающих DS стадию. В этом случае концентраты
получают на второй S стадии DSS и на S стадии DS.
Схема 4DS производит бедные хвосты с высоким извлече-
нием тяжелых минералов при уменьшенной степени обогаще-
ния концентратного продукта. Схема 2DSS—DS производит от-
носительно высококачественный концентрат при несколько
уменьшенном извлечении.
Концентраты обычно имеют более высокую плотность, чем
хвосты, благодаря обезвоживающему действию щелей; селек-
тивное разжижение является важным управляющим воздей-
ствием. Разжижающую воду подают через круговое водное
кольцо.
Добавка разжижающей воды должна быть минимальной,
чтобы избежать возможных потерь тонких ценных частиц
в нижних стадиях. Каждая последующая стадия действует как
контрольная для предыдущей стадии и, так как добавляемая
вода, главным образом, уходит с хвостовым потоком, а кон-
центраты отделяются при очень высокой плотности, то каждая
стадия принимает питание с прогрессивно пониженной плот-
ностью.
Даже при установке комплексных конусов Рейхерта пита-
ние, вводимое на вершину распределителя, проходит через всю
схему конуса примерно за 11 с.
Крупное оборудование. Фирма «Минерал депозите
Лтд.», разработавшая конусные аппараты диаметром 3 и 3,5м,
позже смогла в 3 раза увеличить производительность конусов
диаметром 2 м. Хотя немногие, если вообще имеются, из них
действуют в настоящее время, высокая производительность
больших конусов будет почти несомненно определяющей для
их будущего внедрения на очень больших фабриках.
Другие типы конусных сепараторов. Аппараты,
аналогичные конусу Рейхерта, разработаны как в СССР, так
и в КНР [42]. Советские конусы, изготовленные из стали, пред-
назначены для переработки железных руд и ильменита, но, как
сообщалось, только частично удовлетворительны.
В КНР в конце 1962 г. разработан конусный концентратор
для обогащения рутиловых и цирконовых морских песков. Ко-
нус диаметром 1,5 м имеет опускающуюся секцию примерно
на полпути между точкой подачи питания и щелевой втулкой..
Секция устанавливается точно на уровне щелевой втулки. Из-
нашиваемые поверхности сделаны из алюминиевого сплава
(дюралюминий).
Недавно разработан новый тип конуса, названный Китай-
ский 10-градусный конусный сепаратор. Этот аппарат враща-
ется с частотой 150 мин-1 и, как сказано, служит для перера-
ботки материала крупностью —74+10 мкм при содержании
твердого 10—18 %. Конус отлит из алюминия с гладким покры-
9* 259
тием из алюминиевого сплава. Достигается степень обогаще-
ния, равная 10—20. Конус используется с периодическим цик-
лом действия с вымыванием тяжелого продукта в течение 3—
5 мин между циклами.
Шлюз или конус? Принципы действия суживающегося
шлюза и конуса Рейхерта идентичны, и поэтому от нпх можно
ожидать относительно похожих результатов при одинаковом
материале питания. Производители обычно объявляют свой ап-
парат лучшим, однако, очевидно, каждый тип оборудования
имеет свои достоинства и недостатки.
Все эти аппараты обладают одной особенностью — это от-
носительная неэффективность единичной сепарации, вследствие
чего необходима многократная переработка. Те аппараты, ко-
торые допускают такую многократную обработку самотеком,
являются более простыми и дешевыми и соответственно только
их используют в каком-то количестве на современных фаб-
риках.
Следующая важная особенность аппаратов всех типов — не-
обходимость в удачном пропускании чрезмерно крупного и во-
локнистого материала (такого, как трава или небольшие корни
деревьев). Хотя это может быть, по-видимому, не важным тре-
бованием при переработке подземных руд, следует помнить,
что конусы и шлюзы были разработаны для переработки мор-
ских песков, где волокнистый материал составляет значитель-
ную проблему.
Производительность суживающихся шлюзов по питанию со-
ставляет примерно 10 % питания конуса Рейхерта, хотя много-
питающие конфигурации всегда использовались на высокопро-
изводительных фабриках, перерабатывающих минеральные
пески. Суживающиеся шлюзы являются поэтому более гиб-
кими, особенно, для небольших фабрик, чем конус Рейхерта.
При подходящих распределителях многошлюзовые уста-
новки могут принимать более широкие колебания в скорости
потока простым изменением их числа в начале процесса. Раз-
рабатываемый цикл может состоять из однозаходных аппара-
тов и непосредственно соотноситься с полномасштабной опе-
рацией.
Производительность конуса Рейхерта делает его относи-
тельно негибким для маленьких фабрик и почти невозможным
для опытного использования, за исключением очень больших
проб. Действительно, фирма «Минерал депозите Лтд», часто
исследует характеристики конуса, используя их желоба, рас-
положенные в системе конусного приспособления. Хотя неко-
торое применение для небольших фабрик и предполагается,
оно ведет к большой рециркуляции потоков хвостов для до-
стижения надлежащей нагрузки на аппарат [17]. Это оказыва-
ется едва заметным приближением к эффективному минераль-
260
ному процессу и некоторые фабрики склонны к его использо-
ванию. Однако очень высокая производительность конуса Рей-
херта выгодна на крупных фабриках. Ряд выпускных отверстий
на площади конуса, меньших по размеру, чем в многошлюзо-
вых установках, облегчают регулирование. Автоматическое уп-
равление конусами и анализ продукта потока практически оди-
наковы на крупных фабриках. Они станут даже более целесо-
образными, когда большие конусные аппараты станут более
распространенными и найдут более широкое применение как
предварительные концентраторы при измельчении сульфидов,
чем в настоящее время.
Конусы Рейхерта имеют постоянный угол конусности 17°,
а установки суживающихся шлюзов имеют более широкий диа-
пазон наклона (например 14—20°), что может быть важным
при опытных разработках и, возможно, означает грубое регу-
лирование.
Кроме путаницы в заводских конструкциях, особенно, ма-
леньких фабрик, области применения и, часто, характеристики
шлюзов и конусов подобны винтовым сепараторам (см. гл. 13),
но все же в этих аппаратах имеются небольшие различия. От-
носительные достоинства различных типов оборудования рас-
смотрены в гл. 7.
Рабочие характеристики конусов и шлюзов аналогичны и
рассмотрены ниже.
Работа шлюзов и конусов. Эффективная сепарация как на
шлюзах, так и на конусах требует многократной переработки,
обычно внутри аппарата. Сборный агрегат поэтому можно
рассматривать как многостадийную установку, включающую
рециркулирующие потоки.
Конус, например, производит до девяти независимых опера-
ций сепарации в одной машине до реализации всех продуктов.
Каждой операцией можно до некоторой степени управлять,
регулируя отсекатели. Каждый отсекатель имеет всего восемь
возможных положений, что дает в общей сложности более,
чем 40 • 10е комбинаций. По этой причине фирма «Минерал де-
позите Лтд.» разработала компьютерную вспомогательную мо-
делирующую технику для управления работой [28, 29]. Общая
характеристика шлюза или конуса является сочетанием достиг-
нутых характеристик каждого элемента внутри аппарата. Од-
нако понимание действия всего сборного агрегата при различ-
ных условиях может быть достигнуто изучением отдельных
элементов.
Такая работа была проведена на шлюзах [6, 13, 25, 26] и
на конусе Рейхерта [19, 28].
Параметры машины.. Суживающиеся шлюзы — относительно
простое оборудование, которое может быть произведено в раз-
личной форме для достижения оптимальных характеристик на
261
0 0,0 0,0 0,6 6,0 /?2
Длина шлюза, м
Рис. 12.14. Зависимость эффективно-
сти сепарации (извлечения) от длины
шлюза (по Хелфричу)
О 20 60 SO
Выхас? концентрата, %
Рис. 12.15. Зависимость эффективно-
сти сепарации от угла наклона пе-
редней щели [13]:
1 - 18°; 2 - 15°
конкретном материале. Техника серийного производства и ис-
пользование фибергласа, однако, препятствуют этому и произ-
водители идут на компромисс и предлагают один стандартный
шлюз, полагаясь на комплектование составного агрегата для
получения лучших показателей сепарации.
Переменные параметры суживающегося шлюза: геометрия
шлюза, размер щели, конструкция и положение отсекателя.
Конус Рейхерта имеет постоянные геометрию и уклон (17е),.
меняться может только положение отсекателя.
Геометрия шлюза зависит от его длины, ширины у пи-
тающего конца и угла наклона; за исключением шлюзов с сек-
циями с параллельными сторонами, эти параметры непосред-
ственно взаимозависимы.
Для некоторой данной скорости потока имеется необходи-
мая минимальная длина шлюза, являющаяся функцией скоро-
сти потока (рис. 12.14). Свыше этой длины эффективность
шлюза увеличивается незначительно.
В текущем тонком слое имеется минимальное расстояние,
требуемое для того, чтобы частица опустилась от вершины
струи до дна (см. гл. 6). Шлюз — сепаратор прямоточного
типа; если такая частица достигнет дна постели или своей рав-
новесной точки, то она продолжает двигаться по направлению
вниз шлюза в таком положении до отсекания в конце с по-
мощью отсекателя. Увеличение скорости потока сказывается
в основном (при ламинарном потоке в шлюзе) только на тол-
щине постели, соответственно увеличивая длину нижней струи,
необходимую для осаждения тяжелых частиц.
За исключением низкоскоростных потоков минимальная
длина шлюза должна быть 700 мм для эффективной сепара-
ции, в то время как имеется небольшая польза от длины, до-
262
-стирающей 1500 мм. Большинство шлюзов находится в этом
диапазоне.
Угол наклона большинства шлюзов колеблется от 7 до 20°,
недостаточный угол наклона требует соответственно удлинения
шлюза для достижения его производительности.
Глубина потока у места разгрузки шлюза при данной ско-
рости потока прямо пропорциональна ширине шлюза в этой
точке. Так как механизм сепарации шлюза требует, чтобы один
слой тонкого потока был отделен от другого, тонкий поток
должен по необходимости быть фактически глубоким, чтобы
допустить эффективное разделение.
Передняя щель. В гл. 6 показано, что для частицы
твердого, покоящейся на наклонной плоскости, имеется кри-
тический угол для этой плоскости, ниже которого эта частица
остается неподвижной, и при котором частица начнет двигаться
вниз по плоскости, катясь или скользя. Критический угол за-
висит не только от характеристик индивидуальной частицы, но
также от глубины текущего тонкого потока. Если передняя
щель шлюза или конуса меньше, чем критический угол для
частиц, находящихся внутри струи пульпы, то отдельные час-
тицы будут оседать на поверхность шлюза, образуя наносы
и разрушая механизм шлюза.
Для эффективного действия шлюза требуется, чтобы перед-
няя щель превышала критический угол, по крайней мере, на
1—2°. Внутри этих границ увеличение передней щели улучшает
эффективность сепарации (рис. 12.15). Однако избыток щели
просто приводит к избыточной скорости движения потока впе-
ред, увеличивает его турбулентность вследствие сближения стен
шлюза и уменьшает эффективность.
Конструкция отсекателя. Как в шлюзе, так и в ко-
нусе сегрегация тяжелых и тонких частиц в слое происходит
по мере того, как пульпа течет вниз по аппарату. Эффективное
разделение слоев на отдельные струи происходит под действием
рассекателя в разгрузочном конце аппарата.
Различные конструкции отсекателей, разработанных для
рассечения потока пульпы, описаны в предыдущей главе.
В конструкциях отсекателей имеется несколько важных
факторов.
Отсекатель должен быть таким, чтобы он создавал мини-
мальную турбулентность потока в точке отсечения, в противном
случае происходит повторное перемешивание слоев в текущем
потоке и уменьшается эффективность сепарации.
Отсекатели должны стоять так тесно, как это возможно,
чтобы быстро не забиваться. Большая часть перерабатываемых
морских песков содержит тонкие волокнистые материалы, и
отсекатели с тонким острым краем могут ими забиваться. Даже
если бы отсекатели с режущими кромками производили бы
263
Рис. 12.16. Влияние ширины щели иа
характеристики конуса Рейхерта [19]:
1 — щель тяжелого минерала; 2 — щель
нагрузки
Рис. 12.17. Зависимость извлечения
от крупности частиц для различных
аппаратов:
1 — желоб Райта (Чуаи); 2 — конус Рей-
херта (Форсберг); 3 — то же (Чонг)
более высококачественные концентраты, чем отсекатели дру-
гих типов, проблемы забивания могут сделать их использова-
ние неосуществимым.
Конусы Рейхерта используют кольцевой отсекатель, кото-
рый, хотя и не настолько эффективен, но претендует на то,,
чтобы никогда не забиваться: волокна и крупный материал
обходят гладкие контуры. Импульсный желоб концентратора
Райт попросту не забивается.
Положение отсекателя. Для данной скорости по-
тока доля струи пульпы, переходящей в концентрат, прямо за-
висит от положения отсекателя, выражается ли это в ширине
щели или угле наклона импульсной пластины (рис. 12.16). Эта
простая зависимость позволяет применять методы математиче-
ского моделирования. Как для шлюзов, так и для конусов по-
ложение отсекателя — главная форма технологического конт-
роля.
Так как отдельные элементы применяют в агрегатах много-
кратной обработки, то изменение положения отсекателя на вер-
шине шлюза или конуса может влиять на условия работы аг-
регатов, расположенных ниже, и регулирование должно быть
выполнено так, чтобы получить эффективные характеристики
для всего агрегата.
Регулирование отсекателя в многостадийных агрегатах
должно быть основано, в частности, на количестве материала,
удаляемого из агрегата. Масса удаляемого тяжелого продукта
должна быть пропорциональной в каждой стадии, чтобы каж-
дая стадия функционировала в оптимальных условиях. В ко-
нусе Рейхерта со схемой 4DS, например, где примерно 30 %
по массе питания — тяжелые минералы, распределение пита-
ния в концентрат может быть следующим: около И % в I ста-
дии, 9 % во II стадии, 6 % в III стадии и 4 % в IV стадии.
264
Распределение должно быть таким, чтобы в каждой после-
дующей стадии удалялось меньше по массе концентрата, так
как качество выделяемого концентрата ухудшается в нижних
стадиях конуса.
Опыты по определению оптимального положения отсекате-
лей в конусах или шлюзах проводят с использованием про-
мышленных процессов.
Характеристика твердого. Максимальная крупность частиц,
которые могут принимать шлюзы и конусы, 2 мм, при этом не
требуется большого вмешательства в режим потока как внутри
шлюза, так и в области отсекателя. Однако максимальная
крупность продукта, который можно эффективно концентриро-
вать, ближе к 0,5 мм.
Обычно присутствие в питании шлюзов шламов, близких
к коллоидальным размерам, увеличивает вязкость пульпы,
уменьшая эффективность сепарации. Для оптимальной работы
рекомендуется поддерживать содержание шламов в питании не
более 5 %•
Перед переработкой морских песков, где материал при-
родно предварительно классифицирован движением волн, до-
статочно простого отделения грохочением крупного мусора и
волокнистого материала.
При переработке комплексных аллювиальных или подзем-
ных руд в открытом или замкнутом циклах чересчур крупные
частицы удаляют грохочением, а шламы — гидроциклонирова-
нием.
Удаление шламов особенно важно при переработке тонких
руд и в некоторых случаях необходимо обесшламливание гру-
бых концентратов перед их перечисткой на аппарате I стадии
[12].
Как шлюзы, так и конусы наиболее эффективны для извле-
чения тяжелых минералов в диапазоне крупности — 0,5 +
+0,05 мм, хотя в определенных условиях эффективно и извле-
чение более мелких частиц (рис. 12.17) [12, 13, 19].
Механизм сепарации шлюзов и конусов — стесненное осаж-
дение или просачивание в промежутках в тонком потоке вы-
сокой плотности — почти соответствует действию обратной клас-
сификации: тонкие тяжелые частицы поэтому извлекаются
предпочтительнее, чем крупные тяжелые. Аппараты, таким об-
разом, идеально подходят для извлечения аллювиальных и
морских песков, для которых они были первоначально разра-
ботаны, так как обычно тяжелые минералы в таких месторож-
дениях не только полностью свободны, но также значительно
мельче, чем легкие минералы, т. е. они предварительно при-
родно классифицированы. Однако они меньше подходят для из-
влечения руд коренных месторождений без предварительной
классификации.
265
Рис. 12.18. Влияние скорости по-
тока на удаление концентратной
постели при постоянном положе-
нии отсекателя
Рис. 12.19. Влияние плотности пит
тания на характеристики конуса
Рейхерта:
1 — содержание: 2 — извлечение
Характеристики пульпы. Шлюзы и конусы — аппараты с по-
стоянной конфигурацией и производят постоянный продукт,
если скорость потока питания и плотность пульпы постоянны.
Эффективное регулирование этих параметров в ограничен-
ных пределах существенно для успешного управления этим
оборудованием.
Скорость потока питания. Как установлено ранее,
при постоянной скорости потока доля потока, переходящего
в концентрат, пропорциональна положению отсекателя. И на-
оборот, при изменении скорости потока количество материала,
переходящего в концентрат, остается практически постоянным
при данном положении отсекателя (рис. 12.18). Значительные
колебания скорости потока поэтому выразятся или в значи-
тельном уменьшении извлечения, или в уменьшении степени
обогащения.
Агрегаты шлюзов более приспособлены к изменению рас-
хода питания, особенно на маленьких фабриках, и при подхо-
дящих системах распределения можно относительно просто из-
менять число используемых шлюзов, поддерживая таким обра-
зом относительно постоянным расход потока на один шлюз.е
Для оптимизации характеристик шлюзовых и конусных ус-
тановок, однако, предпочтительнее контролировать расход по-
тока питания в очень ограниченных пределах, устанавливая до-
статочный подъем мощности перед аппаратом.
Плотность пульпы питания — один из наиболее кри-
тических факторов в эффективной работе и отклонения от оп-
тимального содержания твердого не должны превышать
±2 %.
Плотность пульпы значительно сказывается на извлечении
минералов и меньше на качестве концентрата (рис. 12.19).
Низкая плотность пульпы обычно требуется только, если рас-
266
пределение по крупности тяжелых минералов аналогично рас-
пределению пустой породы.
Обычно содержание твердого в питании шлюзов или кону-
сов находится в пределах 55—65 %, хотя по случаю может быть
использована и более высокая или низкая плотность. Если
плотность питания слишком низкая, то скорость потока и его
турбулентность увеличиваются, снижая возможность материала
наслаиваться на конусных поверхностях. Если плотность
пульпы питания слишком высока, то ее вязкость увеличива-
ется, уменьшая показатели сепарации очень тонких тяжелых
минеральных частиц. К тому же, материал начинает скорее
«катиться» по гладкой поверхности, чем течь, и практически
сепарации минералов не происходит. В крайнем случае, разви-
ваются отмели материала и конусный агрегат наполняется
твердым. Систему вынуждены обычно выключать из работы и
очищать вручную.
Подходящая плотность пульпы питания зависит от типа со-
держащихся минералов и качества питания. Полный концент-
ратор оценивается как единая система и оптимальный диапа-
зон плотности питания пульпы основан на достижении эффек-
тивной характеристики по всей длине агрегата.
Фракция тяжелого минерала (концентратный продукт), уда-
ляемая из отдельного элемента, имеет более высокую плот-
ность пульпы, чем питание конуса. Соответственно обычно до-
бавляется вода для разбавления (промывная вода), чтобы
поток концентрата, питающий следующие элементы, имел тре-
буемую плотность.
Применение шлюзов и конусов. Шлюзы и конусы приме-
нимы для разделения любых двух минералов, которые дей-
ствительно свободны друг от друга, при степени концентрации
2 и более в примерном диапазоне крупности —1+0,05 мм. Ме-
ханизм сепарации подобен обратной классификации, следова-
тельно, лучше происходит сепарация материала, в котором тя-
желый материал значительно мельче легкого.
До настоящего времени основная область применения шлю-
зов и конусов — переработка минеральных песков. И хотя впер-
вые это оборудование было применено в США, в частности во
Флориде [22], настоящую популярность оно приобрело в Австра-
лии [7].
Практически все современные фабрики Австралии, перера-
батывающие минеральные пески, используют или шлюзы, или
конусы или самостоятельно, или вместе с винтовыми сепарато-
рами, на фабриках с мокрым обогащением — для предвари-
тельной концентрации тяжелых минералов, а на фабриках с су-
хим обогащением — до конечной сепарации. Крупная фабрика
«Ричардс Бэй» в Южной Африке применяет конусы Рейхерта
при мокром обогащении [5].
267
В настоящее время шлюзы не нашли широкого применения,
кроме переработки минеральных песков, хотя их испытывали
для предварительной концентрации некоторых сульфидных руд
[6]. Однако имеются некоторые причины, почему шлюзы не
нашли такого широкого распространения, как конус Рейхерта,
который успешно применяется для разнообразных минералов.
В связи с более высокой эффективностью извлечения тон-
ких тяжелых частиц, чем крупных, в широком диапазоне круп-
ности питания шлюзы могут быть успешно установлены или
как перечистные в существующих циклах, или для улавлива-
ния тонких частиц, теряемых в основных установках, или для
извлечения низкокачественных дополнительных минеральных
продуктов.
Типичный пример — использование конусов Рейхерта на ка-
надской фабрике «Кэрол Лэйк оф компани» [12], где они уста-
новлены для переработки самой тонкой фракции руды. Конусы
нашли применение также в железорудной промышленности
в Австралии [47, 48], а также в Южной Америке [40].
Пример применения конусов для извлечения побочных про-
дуктов и одной из самых крупных установок — «Палабора май-
нинг компани» в Южной Африке, где 18 конусов перерабаты-
вают 34 тыс. т/сут [38, 49] флотационных хвостов после пред-
варительного обесшламливания и низкоинтенсивной магнитной
сепарации для извлечения магнетита. Полный цикл состоит из
44 контрольных и перечистных аппаратов, каждый с 6-конус -
ной схемой, и 12 перечистных аппаратов с 8-конусной схемой
(см. гл. 30).
Конус Рейхерта используется на некоторых золотоперераба-
тывающих фабриках Австралии в цикле измельчения [32, 37].
Однако, не считая некоторого первого интереса, это не нашло
большого применения в Южной Африке [23, 33].
Конус способен удалять свободные тяжелые минералы из
руд коренных месторождений и это может дать большой техно-
логический эффект в циклах измельчения, где ценные тяжелые
минералы более хрупки, чем пустая порода (например, касси-
терит, вольфрамит или шеелит). В таких циклах конус иде-
ально перерабатывает пески циклона для извлечения не во-
время освобожденных тяжелых минералов, которые иначе были
бы рециклированы в мельницу и, вероятно, переизмельчились.
Фирма «Ардлетан тин» [18, 39] — один из наиболее ранних
использователей конусов в переработке неминеральных пес-
ков— таким образом «замкнул» циклы измельчения цикло-
нами и конусами.
На предприятии фирмы «Ренисон Лтд.» выделяют на кону-
сах Рейхерта олово из хвостов фабрики [51]. Шлюзы и желоба
нашли аналогичное применение в циклах извлечения олова,
особенно в Юго-Восточной Азии [13].
268
Некоторое применение шлюзы или койусы нашли в углепе-
рерабатывающей промышленности [11, 14, 30].
Сравнительная дешевизна высокопроизводительного грави-
тационного оборудования такова, что в настоящее время ис-
следуется их применение в циклах измельчения на флотацион-
ных фабриках, перерабатывающих сульфидные руды. Фабрика
«Маунт-Айза» в Австралии применяет тяжелосредную сепара-
цию [36]; внедрение конусов Рейхерта и концентрационных сто-
лов на фабрике «Тсумеб» в Южной Африке [50] позволило зна-
чительно уменьшить эксплуатационные расходы.
Применение конусов Рейхерта, шлюзов и винтовых сепара-
торов в цикле измельчения на сульфидных флотационных фаб-
риках в будущем увеличится.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Апоп (1957). Cannon Concentrator separates heavy minerals from
beach sands. Mining World September 67.
2. Anon (1962). The Hobart Concentrator. Eng. and Min. May, 82.
3. Anon (1970). Beach Sands. Australian Mining July 72—74.
4. Anon (1973). Beach Sands. Australian Mining August 33—36.
5. Anon (1981). Richards Bay Sands Yield Rich Harvest. Coal, Gold and
Base minerals of Southern Africa, July 40—48.
6. Blaschke, IV. and Malysa, E. (1980). Gravitational Beneficiation of
Ultrafine Grains of zinc-lead Ores from Olkusz Region. In, (ed) P. Soma-
sundaran. Fine Particles Processing 2, A. I. M. E. New York, Chapter 70
1376—1389.
7. Blaskett, K. S. and Hudson, S. B. (1966). Beach Sand Minerals in
(Eds.) Woodcock J. T., Madigan, R. T. The Australian Mining Metallurgical
and Mineral Industry Aust. Inst. Min. and Metall. Chapter 15, 313.
8. О результатах испытаний струйных концентратов Гиредмета/А. Д. Бо-
гатов и др. — Цветные металлы, 1969, № 1, с. 12—15.
9. Cannon, Н. В. and Trudeau, О. Н. (1949). Concentration and Separa-
tion of Granular Mixtures. USA patent No. 2,644,583.
10. Cannon, H. B. and Trudeau, О. H. (1952). Method and Apparatus
for Separating and Concentrating Granular Mixtures. USA Patent No.
2,766,882.
11. Chambury, H. B. (1960). Cleaning Fine Coal with the Circular Con-
centrator Table Proc, of the Metallurgical Society of the AIME 81 19
1 — 10.
12. Chong, S. P. (1978). Gravity Concentration Successfully Treats Iron
Ore Fines at Carol Lake. SME — AIME Fall Meeting, Florida, Sept.
13. Chuan, L. J. and Ithnin Z. (1982). Retreatment of Table Tailings
Using Gravity Concentrating Trays at Berjuntai Tin Dredging Bhd. Malaysia.
Paper presented to Seminar on Beneficiation of Tin and Associated Minerals
SEATRAD Kuala Lumpur October 31 pp.
14 Dupret, L. (1954). Laundering Fine Coal. Coal Age, New York 59, 5,
92—96.
15. Ferree, T. J. (1972). Introduction to the Reichert Cone. Paper pre-
sented at AIME — MBB annual meeting, Colorado Springs, Colo, 15 pp.
16. Ferree, T. J. (1973). An Expanded Role in Minerals Processing Seen
for the Reichert Cone. Min. Eng. 25 (3), 29—31.
17. Ferree, T. J. and Robinson, C. N. (1982). The Reichert Cone Concen-
trator a new approach to fine gold recovery in placer gold mining. Paper
presented to 2nd Annual Seminar on Placer Gold Mining — Vancouver, Feb.
И PP-
269
18. Flatt, J. R. (1980). Tin Ore Treatment at Ardlethan Tin Limited.
Ardlethan, N. S. W. Mining and Metallurgical Practices in Australia. Aust.
Inst, of Min, and Metall, Monograph No. 10 416—418.
19. Forssberg, K. S. E. and Sandstrom, E. (1981). Operational Charac-
teristics of the Reichert Cone in Ore Processing: Paper no. 49 Proceedings
of XIII Int. Miner. Proc. Cong. Warsaw, June 1959 Elsevier, Part В 1424—
1452.
20. Graves, R. A. (1972) Gravity Separation Technology. Mines Mag. 62
Feb. 18—21.
21. Graves, R. A. (1973). The Reichert Cone Concentrator — an Austra-
lian Innovation. Mining Congress Journal 59, No. 6.
22. Grogan, R. M„ Few, W. G., Garner, T. E. and Hagar, C. R. (1964).
Milling at Dupont’s Heavy Mineral Mines in Florida, in N. Arbiter (Ed.)
Milling Methods of the Americas. New York, Chapter 9, 205—229.
23. Guest, R. (1982). Reichert cones for Witwatersrand Gold Ores. J.
S. Afr. Inst. Min. and Metall. 82 August 227—232.
24. Hall-Carpenter J. (1966). The Reichert Cone Concentrator. Bull. Can.
Inst. Min. and Metall. Dec. 1413—1417.
25. Helfricht, R. (1966). Ein Beitrag zur Dichtesortierung feiner kornun-
gen in Facherrinnen. Freiberger Forschungshefte. A383 52—102.
26. Helfricht, R. (1967). The Pinched Sluice, an apparatus for the wet
gravity concentration of fine grains. Ed. O. Davila First Int. Symposium
on the Concentration of Tin Oruro.
27. Hobart, E. A. (1959). Apparatus for separating minerals from sand.
USA Patent No. 3,000,502.
28. Holland-Batt, A. B. (1978). Design of Gravity Concentration Circuits
by use of empirical mathematic models in M. J. Jones (Ed.) Proc. Eleventh
Commonwealth Mining and Metallurgical Congress Hong Kong. Inst. Min.
and Metall. London 1979, 133—144.
29. Holland-Batt, A. B., Balderson, G. F. and Cross, M. S. (1982).
The Application and Design of Wet Gravity Circuits in The South African
Minerals Industry. S. Afr. Inst. Min and Metall. Match 82 53—70.
30. Kindig, J. K. (1961). Investigations on the Operation of the Circular
Concentrator for Cleaning Fine Coal. Dissertation. Pennsylvania State Uni-
versity June.
31. Labouygues, J. H. (1943). Aufbereitungsanlage fur testes Schuttgut.
DBR Patentschrift, Nr. 864531 Klasse la. 6.
32. Luckett, I. H. (1978). Recent Developments in the Gravity Concentra-
tion of Gold at Peko Mines, Warrego, N. T. Mill Operators Conference,
North Queensland, June 1978. Australian Inst, of Min. and Metall. 129—
133.
33. McLean, J. (1975). The Reichert cone gravity concentration plant.
J. S. Afr. Inst. Min, and Metall. Oct. 95—97.
34. Michell, F. B. (1972). Mineral Processing. Mining Annual Review.
211.
35. Michell, F. B. (1974). Thoughts on Mineral Processing and the Sig-
nificance of Mineralogical and Environmental Consideration. Address to Cor-
nish In-'t. of Engineers. 12 pp.
36 Munroe, P. D„ Schache, I. S., Park, W. G. and Watsford, R. M. S.
(1982). The Design, Construction and Commissioning of a Heavy Medium
Plant for silver-lead-zinc ore treatment-Mount Isa Mines Limited. Paper pre-
sented to XIV Int. Miner. Proc. Cong. Toronto Paper V 6-1, 20 pp.
37. Musgrove,. N. H. (1980), Gold Ore Treatment at Peko Mines, Tennant
Creek N. T. Mining and Metallurgical Practices in Australasia. Aust. Inst,
of Min. and Metall. Monograph No. 10 505—508.
38. Nel, V. Ven Spuy, R, С. M. and Hesford, I. V. (1981). Uranium
Recovery from Uranothorianite concentrates. Paper No. 14, N. I. M. Vaca-
tion School — Uranium Ore Processing. Johannesburg, July.
270
39, Paterson, О. D. (1977), How many low grade ores are now being
recovered by gravity concentration. World Mining 30 July 44—49.
40. Peixoto, G. M., and Rosa, M. J. (1982). Gravity Concentration of
Iron by Reichert Cone. 1st Meeting of the Southern Hemisphere on Mineral
Technology. Rio de Janeiro Dec. 269—277. (In Spanish).
41. Pullar, S. S. (1964). Developments in separating equipment in the
Australian mineral sands industry, in Eight Commonwealth Mining & Me-
tallurgical Cong. Melbourne 1974, Paper No. 58.
42. Robinson, C. N. (1983). Recovery of Metallic Minerals from Placer
and Hard Rock Deposits by Gravity Concentration, Paper presented at Sym-
posium on Extraction of Steel Alloyed Metals. Lulea Sweden, March 42 pp.
43. Spencer, R. V. (1954). Fanning Ore Concentrator. USA Patent No 2,
875, 898.
44. Stewart, A. L. (1961). Pinched Sluices Mining Mag. London 105 (3)
154-159.
45. Stewart, A. L. (1962). Pinched Sluices Classify Sand Deposits, Low
Grade Pres. Eng. Ming, J, 163 (7) 89—91.
46. Terrill, I. J. and Villar, J. B. (1975). Elements of high-capacity gra-
vity concentration. Bull. Can. Min. and Metall. 68 757.
47. Thorp, D., Cutten, C. W., MacArthur, N. A. and Griffiths, S. J.
(1982). Ironsand Concentration Processes at New Zealand Steel Ltd. 1st
Meeting of the Southern Hemisphere on Mineral Technology Rio de Janeiro
Dec. 269—277.
48. Uys, J. and Bradford, W. H. (1981). The Beneficiation of Iron Ore
by heavv medium separation. 2nd Inter. Iron Ore Symposium Frankfurt
Metal Bulletin, PLC KI—K22.
49. Van Der Spuy, R. С. M. (1982). The heavy minerals plant at Palabora
Mining Company —a low grade, high tonnage gravity concentrator. J. S.
Afr. Inst. Min. and Metall. 82 Feb. 17—29.
50. Venter, W. J. C. and Taylor, B. R. (1982). The introduction of high-
tonnage gravity separation equipment to recover base — metal minerals ahead
of flotation In Glen H. W. (Ed.) Proc. 12th CMMI 2 S. A. Inst. Min. and
Metall. 841—6.
51. White, I. R. (1978). Installation of a Reichert Cone Concentrator at
Renison Ltd. Aust. Inst. Min. and Metall. W. Queensland Branch Mill Opera-
tors Conf. June 135—141.
52. Обогащение золотосодержащих песков и конгломератов/О. В. Замя-
тин, А. Г. Лопатин, Н. П. Санникова, А. Д. Чугунов. М., Недра, 1975.
’53 . Zadkin, Т. (1954). The Rand Leases Plane Table. J. Chem. Met. And
Min. Soc. of S. Afr. 54 (Feb.) 292—297.
5 ' ' U 1 , * : 1 Q - -
Глава 13 -e
ВИНТОВЫЕ СЕПАРАТОРЫ
Винтовой сепаратор — один из относительно современных
высокопроизводительных дешевых аппаратов, разработанный
для предварительной концентрации бедных руд. Винтовой се-
паратор— уникальное оборудование по методу разделения и
извлечения. Хотя современные аппараты имеют различные кон-
струкции, основные принципы винтовых сепараторов едва ли
изменились со времени их внедрения в 1940-х годах.
Развитие винтовых сепараторов является типичным приме-
ром изобретательности инженеров практических рудных произ-
водств. В 1941 г. вице-президент фирмы «Хэмфри голд корпо-
271
рейшн» И. Б. Хэмфри исследовал возможность разработки не-
дорогого метода извлечения золота. В первых экспериментах
использовали старые автомобильные покрышки, а позже —
свинцовые полосы для получения спирального желоба. Эти
эксперименты с гибкими материалами были проведены Хэмфри
для испытания желобов различного диаметра, уклонов, попе-
речных сечений.
Первая промышленная установка винтовых сепараторов
была сконструирована в 1943 г. в Коунтри, Орегон, для обога-
щения хромитсодержащих песков; производимый концентрат
насыщал жизненные потребности в сырье США во время вто-
рой мировой войны [26, 27]. Фабрика перестала действовать
в конце второй мировой войны, затем был открыт Средиземно-
морский путь и турецкие хромиты можно было использовать
в Северной Америке.
Винтовой сепаратор быстро нашел применение в промыш-
ленности благодаря простоте управления и низкой стоимости.
Первые винтовые сепараторы использовали для переработки
морских песков во Флориде с установкой 192 аппаратов
в 1944 г. [21]. Вскоре их стали применять для переработки же-
лезных и вольфрамитовых руд.
Первой, использующей винтовую сепарацию как единствен-
ный метод обогащения, была фабрика «Лак Дженнин» компа-
нии «Квебек Картер майнинг», Квебек, Канада. Фабрика, ра-
ботающая на потоке, в начале 1960-х годов содержала более
2 тыс. сепараторов Хэмфри для переработки спекуляритовой
руды с низким содержанием железа [35].
Впервые сепараторы применялись для промывки угля
в 1945 г. [2, 9], хотя вследствие падения выпуска высококаче-
ственного мелкого угля после второй мировой войны их при-
менение было ограничено. В последнее время, однако, интерес
к использованию винтовых сепараторов для очистки угля
возрос.
Фирма «Хэмфри инжениеринг» уже давно оставила произ-
водство винтовых сепараторов, только умеренно лицензируя
свои патенты. После окончания сроков действия патентов дру-
гие производители проникли в эту область и выпустили ряд
винтовых сепараторов, имеющих несколько отличающиеся ха-
рактеристики от сепараторов Хэмфри. Увеличивающееся про-
изводство минеральных песков в Австралии привело к разра-
ботке разнообразных винтовых сепараторов в этой стране и
большинство из современных разработок винтовых сепарато-
ров переместилось из Северной Америки в Австралию. Значи-
тельные разработки винтовых сепараторов как обогатительного
оборудования были достигнуты в Советском Союзе.
Другой пример остроумных разработок винтовых сепарато-
ров— винтовой мини-сепаратор профессора Берча для перера-
272
I ботки шламов. Он использовал консервные банки от бобов
: с соответствующим образом изогнутым в виде спирали дном
для изучения законов разделения в спирали. К сожалению,
' хотя технологическая идея была подходящей, производитель-
ность была ограничена и последующие разработки были от-
, ложены до лучших времен.
Еще совсем недавно все винтовые сепараторы были прос-
: тыми; каждый состоял из многовиткового спирального шлюза
с модифицированным полукруглым поперечным сечением для
потока пульпы, с каналом для смывной воды и серией отвер-
; стий для отвода концентрата через определенные интервалы
внизу спирали.
В последнее время произошло значительное развитие тех-
нологии переработки в винтовых сепараторах. Главная область
разработок — модифицированные спиральные секции и диаметр,
разработка безводных винтовых сепараторов и введение вин-
тового сепаратора только с одним отводом концентрата у дна.
Применение винтовых сепараторов все увеличивается и
много тысяч сепараторов находят широкое применение в обо-
гащении металлсодержащих руд, промышленных минералов и
морских песков, а также в угольной промышленности.
Принципы обогащения в винтовых сепараторах. Питание
поступает через питатель, который уменьшает его скорость и
устанавливает подходящий характер потока. Питание посту-
пает в винтовой желоб почти как гомогенная пульпа. По мере
того, как пульпа течет по винтовому желобу концентратора,
происходит ее расслоение по вертикали. Это расслоение обычно
рассматривается как результат сочетания стесненного осажде-
ния и просачивания в промежутках. Похоже, что сила Баг-
нольда также играет значительную роль, благодаря относи-
тельно высокой скорости сдвига в винтовом желобе. В резуль-
тате, по вертикали тяжелые частицы переходят в низкоскорост-
ную зону у поверхности желоба, а легкие—наслаиваются над
ними в зоне с большей скоростью.
Спиральный изгиб винтового сепаратора служит причиной
возникновения градиента скорости текущего потока не только
в вертикальном направлении, но и в радиальном, т. е. центро-
бежного.
Различия в центробежных силах, действующих на различ-
ные компоненты потока, заставляют его циркулировать в по-
перечном направлении. Струя потока вблизи поверхности дви-
гается к наружному борту с максимальной скоростью; отсюда
она движется вниз у поверхности спирали. Затем, придержи-
ваясь спиральной поверхности, направляется внутрь к внутрен-
нему борту. Эта поперечная циркуляция потока заставляет тя-
желые минералы перемещаться внутри по направлению к сбор-
нику или отверстию, а легкие, быстро плывущие, но медленно
273
Рис. 13.1. Поперечное сечение желоба винтового сепаратора,
показывающее движение частиц , t<;
J.!' Д' i’-
-I /)
оседающие минералы отводятся через отверстия. Тяжелые и
легкие минеральные составляющие потока двигаются по гори-
зонтали в противоположных направлениях и таким образом
отделяются друг от друга. На рис. 13.1 показана идеализиро-
ванная диаграмма движения частиц в винтовом сепараторе.
Одна дополнительная особенность многих винтовых сепара-
торов— добавка смывной воды от внутреннего радиуса через
желоб между разгрузочными отверстиями. Действие ее помо-
гает отмывать легкие частицы с поверхности наслоенной по-
стели у верхнего радиуса и направлять их к наружному ра-
диусу витка.
Обогащение в винтовых сепараторах происходит под дей-
ствием комплекса различных механизмов: классификации пои
стесненном осаждении, просачивания в промежутках, верти-
кального сдвига Багнольда и поперечной циркуляции потока.
Многие аппараты для гравитационного обогащения используют
первые два механизма, некоторые — первые три, но добавление
поперечной циркуляции делает винтовые сепараторы уникаль-
ным самосбалансированным оборудованием.
Математическое исследование форм потока в винтовых се-
параторах было проведено в СССР такими исследователями,
как Б. В. Кизевальтер, О. С. Богданов, А. В. Яшин и др. [10,
28, 45].
Типы винтовых сепараторов. Винтовые сепараторы могут
быть подразделены на основные многовыпускные, такие, как
первоначальный аппарат, разработанный Хэмфри, и относи-
тельно недавно разработанные, но широко применяемые огра-
ниченно выпускные.
Многовыпускные винтовые сепараторы. Винтовой сепа-
ратор Хэмфри — первый из разработанных и единственный
тип, который производили в течение многих лет. Хэмфри про-
274
Рис. !3.2. Виток сепаратора
Хэмфри:
1 — центральная колонна; 2 —
отсекатель: 3 — поток концент-
рата; 4 — канал для смывной
воды; 5 — труба для концент-
рата
изводит ряд винтовых сепараторов; первоначальная конфигура-
ция (стандартный рудный винтовой сепаратор) имеет пять
полных витков спирали, а угольный винтовой сепаратор имеет
шесть полных витков с небольшим шагом. Винтовой сепаратор
представляет собой, по существу, спиральный шлюз, полукруг-
лый в поперечном сечении, обернутый вокруг центральной под-
держивающей колонны (рис. 13.2), которая также служит
разгрузочной трубой для сборного концентрата.
Внутри основного концентрационного шлюза имеется канал
для смывной воды, из которого вода течет через литой жело-
бок к определенным точкам на самом желобе.
На дне желобов имеются такие же литые проходы для кон-
центрата. Регулируемые металлические отсекатели установлены
в этих литых проходах, что позволяет регулировать количество
потока, отводимого в концентрат.
Каждый винтовой сепаратор Хэмфри собирается из иден-
тичных сегментов размером 120°. Три сегмента дают один пол-
ный виток спирали, и большинство сепараторов имеют пять
полных витков. Обычный конструкционный материал — литой
чугун с или без покрытия из литой резины или фиброглас с по-
крытием из литой резины. Шаг стандартного витка 342 мм,
хотя применяют сепараторы и с другим шагом.
Для увеличения производительности сепаратора на единицу
площади пола Хэмфри разработал подобно другим производи-
телям более современные сдвоенные сепараторы. В этом слу-
чае сдвоенный спиральный желоб обвивается вокруг централь-
ной колонны со сдвигом фаз 180°. Высота стенок уменьшается,
чтобы поместилось устройство для подачи питания в две струи,
а уклон остался прежним.
Винтовой сепаратор GEC первоначально произво-
дился по лицензии Хэмфри, в настоящее время имеет слегка
модифицированное поперечное сечение. В то время как одно-
спиральный сепаратор аналогичен сепаратору Хэмфри, как по
шагу, так и по диаметру, шаг витка сдвоенного сепаратора
275
ТАБЛИЦА 13.1
Характеристики винтовых сепараторов Рейхерта
Модель Шаг спирали, мм Радиус отсекателя концентрата, мм Общая высота, мм Диаметр желоба, мм Производи- тельность (по пита- нию), т/ч Содержание твердого в питании,
2А 387 298 2370 590 1—1,5 15—35
2В 387 324 2370 590 1 — 1,5 15—35
3 387 348 2370 640 2—2,5 25—45
6 367 254 2045 610 1—1,5 25—45
составляет 445 мм, что позволяет коаксиально устанавливать
витки со стандартной высотой стенок и быть им доступными
для обслуживания. Увеличенный шаг спирали также требует
много меньше смывной воды.
Винтовой сепаратор Рейхерта. Применяют раз-
личные типы многовыпускных сепараторов; также выпускают
ограниченно выпускные аппараты. Все модели сдвоенные, вы-
полненные из фибергласа с полиуретановым покрытием. Ис-
пользование сплошных, а не сегментных витков позволяет ис-
ключить прерывистость потока, которую создают места стыка
сегментов. Гладкий поток более чем компенсирует потерн гиб-
кости по отношению к числу оборотов, которые возможны при
сегментном типе.
Характеристики многовыпускных винтовых сепараторов Рей-
херта даны в табл. 13.1, индивидуальные профили их витков
показаны на рис. 13.3 [24].
Профиль желоба винтового сепаратора модели 2 подобен
сепараторам Хэмфри и GEC, различие между моделями 2А и
2В заключается в положении отсекателя в желобе. В модели
2А отсекатель расположен ближе к центру спирали, чем в мо-
дели 2В, таким образом уменьшается часть потока, отходя-
щего в концентрат. Они нашли применение в перечисленных
циклах, где питание сепаратора с большим содержанием тяже-
лых минералов, но требуется хорошая селективность, или на-
оборот, где только небольшое количество свободных тяжелых
минералов находится в питании.
Рис. j^3.3. Форма поперечного сечения желобов винтовых сепараторов
херт|ййоделей 2А, 2В (а); 3 (б) и 6 (в)
276
Модель 3 сепаратора имеет тот же шаг, что и модель 2,
но имеет более плоское дно в профиле и его отсекатель рас-
положен дальше от центра спирали. Она больше подходит для
руд с содержанием тяжелых минералов более 40 % с плот-
ностью более 2900 кг/м3 за исключением, возможно, тонковкрап-
ленных руд. Как производительность, так и содержание твер-
дого в питании выше в модели 3, чем в модели 2 (см табл.
13.1).
Модель 6 сепаратора имеет плоский профиль дна подобно
модели 3, центральную колонну меньшего диаметра, уменьшен-
ный шаг витка и расположение отсекателя ближе к централь-
ной линии сепаратора. Эта модель сепаратора селективно раз-
деляет минералы с небольшим различием в плотности и ис-
пользуется для обогащения тонковкрапленных руд.
Смывная вода, подаваемая из отдельного канала, направ-
лена на спираль под каналом с помощью резиновой трубки и
регулируется небольшим клапаном.
Винтовой сепаратор Викерса (VXS) аналогичен
по профилю конструкции Хэмфри, но производится из цельного
спирального фибергласового желоба. Система смывной воды
сепаратора VXS объединяет резервуар, отделенный у каждой
выпускной точки от стандартного внутреннего желоба, и трубку,
подводящую смывную воду к низу спирали.
Однако никогда «СС» спираль не преврашает желоб для
смывной воды в желоб для транспортирования концентрата
[11]. Концентрат отводится во внутренний желоб с помощью
регулируемого резинового отсекателя, преодолевающего проб-
лемы как отвода тонкого материала от собирающей точки, так
и забивания резинового шланга.
Отдельный желоб для смывной воды, прикрепленный к цент-
ральной колонне сепаратора, присоединен с помощью регули-
руемого клапана из нержавеющей стали к спирали через ко-
роткий кусок шланга большого диаметра, таким образом ис-
ключаются проблемы мелких частиц и гали, забивающих канал
для промывной воды.
Ограниченно отводящие винтовые сепараторы. Текущая раз-
работка технологии обогащения в винтовых сепараторах имеет
склонность к оборудованию с несколько более удаленным вы-
пуском, чем стандартный многовыпускной сепаратор Хэмфри.
Разработаны отдельные сепараторы, где единственная щель
сделана в конце витка. Другая область разработок — умень-
шение или исключение смывной воды. Такие сепараторы про-
изводят Рейхерт, Викерс, Хатал, Райт в Австралии, Спарго
в Южной Африке, а также в Советском Союзе.
В последние два года Рейхерт ввел в употребление не
менее четырех ограниченно отводящих винтовых сепараторов
с профилями, показанными на рис. 13.4 [33]. Профиль винто-
277
выпускных винтовых сепараторов Рейхерта
Рис. 13.4. Профили ограниченно
моделей 7 (а); 9 (б) и 10 (в):
1 — концентрат; 2 — промпродукт
Рис. 13.5. Разгрузочный отсекатель вин-
тового сепаратора Рейхерта модели 7А:
/ — хвосты; 2 — концентрат; 3 —вода; 4 —
промпродукт
вого сепаратора модели 7 сложный, внутренняя часть имеет
больший уклон, чем наружная. Точка пересечения внутренней
и наружной частей движется радиально наружу от централь-
ной колонны от вершины ко дну желоба.
Наружный диаметр желоба 610 мм, шаг нижней части же-
лоба 406 мм, а шаг первого витка меньше.
Винтовой сепаратор модели 7А оборудован одиночным кон-
центратным отсекателем у точки разгрузки желоба (рис. 13.5)
с отдельными отверстиями для концентрата, хвостов и воды.
Винтовой сепаратор модели 7В аналогичен во всех отноше-
ниях модели 7А, но может иметь один или два дополнитель-
ных концентратных отсекателя, установленных на некотором
расстоянии вверх от точки разгрузки желоба. Модель 7А раз-
работана для переработки бедного питания, модель 7В — для
более богатого материала. В сепараторе модели 7 возможна
подача питания в три струи.
Винтовые сепараторы моделей 9 и 10 разработаны специ-
ально для промывки угля с целью снижения его зольности [32].
Винтовой сепаратор модели 9 имеет непрерывно закругля-
ющийся профиль с очень длинным, но изменяющимся радиу-
сом закругления, по сравнению с профилем моделей 2 и 3. На-
ружный диаметр спирали увеличен до 696 мм, а шаг витка
уменьшен до 273 мм. Один отсекатель установлен у точки раз-
грузки желоба. На сепараторе получают концентрат, промпро-
дукт и хвосты.
278
Винтовой сепаратор модели 10 характеризуется желобом
сложного профиля, как и модель 7, но предельный диаметр
спирали—как у модели 9. Шаг витка 273 мм. Один отсекатель
производит фракции концентрата, промпродукта и хвостов.
Викерс недавно разработал свою серию FG винтовых се-
параторов; один сепаратор FGL разработан для бедного пита-
ния, а другой FGH — для богатого.
Профиль сепарационного желоба разработан таким, что
траектория движения для отдельных минералов относительно
постоянна при широких диапазонах качества питания, его рас-
хода и плотности. При этих условиях возможно применять фик-
сированную систему отсечения, которая не требует регулирова-
ния однажды установленного и укомплектованного оборудо-
вания.
Цикло-винтовой сепаратор, разработанный Райтом
в Австралии, производится как там («Инхид пти»), так и в Юж-
ной Африке («Спарго Лтд.»).
Винтовой сепаратор модели I для богатых руд имеет плос-
кодонный профиль с постоянным уклоном у наружного края
желоба, но значительно уменьшающемся по длине у пола. Эта
особенность уменьшает скорость тяжелых частиц, текущих
в потоке пульпы у поддерживающей колонны и увеличивает
извлечение концентрата. Концентрат, промпродукты и хвосты
удаляются через регулируемый отсекатель у разгрузочного
конца желоба.
Винтовой сепаратор модели V для богатых руд имеет по-
стоянные шаг и поперечное сечение по всей длине желоба. Он
отличается от винтовых сепараторов других типов способом-
удаления концентрата. Четыре выпуска устроены на дне же-
лоба с интервалом 180° в двух последних витках сепаратора.
Эти выпуски имеют форму перевернутого желоба, оснащенного
скользящим языком (рис. 13.6) для регулирования ширины от-
крытой щели. Эти выпуски служат для поддержания стабиль-
ного потока пульпы в их окрестности и предотвращения за-
бивания песком.
Разнообразные винтовые сепараторы. Рассмотрим другие-
типы винтовых сепараторов, представляющих определенный ин-
терес или производящихся в промышленности.
Фирмой «Коастал кемикелс» в Австралии разработан ряд
винтовых сепараторов большого диаметра новой конструкции,
установленных на фабрике «Вайонг минерале» в Лэйк Мон-
мора в Новом Южном Уэльсе [31]. Четыре винтовых желоба
(рис. 13.7) отлиты бок о бок, пульпа подается в наружный
желоб. Все продукты удаляются в конце витка.
Винтовой сепаратор Вайонг не способен производить ко-
нечные концентраты и хвосты с рециркуляцией промпродукта
как предполагалось и соответственно он не нашел широкого
27»'
Рис. 13.6. Разгрузочный отсекатель Рис. 13.7. Профиль винтового сепа-
цикло-винтового сепаратора Спарго ратора Вайоиг
распространения, хотя и применяется, по крайней мере, на
предприятии фирмы «Аустрелиен минерале энд продюсере»
[15].
Винтовой сепаратор Будин — относительно новое оборудо-
вание, разработанное в Австралии [6]. Он состоит из трехвит-
кового желоба с постоянным внутренним диаметром 100 мм,
но наружным диаметром, увеличивающимся на 10 мм на каж-
дый радиан пути. Внешний диаметр желоба увеличивается по-
сле трех витков от 200 до 575 мм, т. е. приблизительно до диа-
метра обычных винтовых сепараторов. Тяжелые частицы дви-
жутся во внутренней части желоба, а легкие — растягиваются
вдоль периферии. Внутри желобов нет выходов для концент-
рата и как тяжелая, так и легкая фракции удаляются в конце
сепаратора.
Следуя работе [39] тонкие тяжелые минералы должны от-
деляться первыми, за ними — крупные тяжелые; в этом случае
необходимо удалять отделенную тяжелую фракцию через вы-
ходы для концентрата раньше, чем произойдет перемешивание
и возможные потери по мере того, как пульпа будет продол-
жать течь вниз по желобу.
Новый вращающийся винтовой сепаратор производитель-
ностью до 20 т/ч разработан в КНР [32]. Он предназначен для
переработки минерального сырья крупностью до 2 мм при со-
держании твердого 25—34 %. Двух- и трехзаходовые аппараты
выполнены с 2; 3; 4 и 5 витками. Обычно четырехвитковые ис-
пользуют для железной руды, пятивитковые — для хвостов,
двух- и трехвитковые — для обогащения тонкого материала. Се-
паратор выполнен из фиброгласа и покрыт нейлоном, алюми-
ниевым сплавом или резиной. Частота вращения сепаратора
10—20 мин*-1, диаметр 2 м и угол наклона 15—20°. Хорошее
извлечение железной руды крупностью —0,5 + 0,074 мм дости-
гается при производительности 20 т/ч, наименьшая крупность
потенциально извлекаемого материала — 20 мкм при использо-
вании наиболее плоского профиля. Профиль желоба эллипти-
ческий, наклон изменяется вниз по спирали с выходом концент-
280
рата, перемещающимся постепенно к наружному борту вниз по
спирали.
Управление винтовым сепаратором. Винтовой сепаратор —
относительно простое оборудование. Если правильно выбраны
и установлены тип и число сепараторов для конкретного пи-
тания, то оператору на фабрике надо будет только следить,
чтобы скорость и плотность были постоянными и как можно
ближе к разработанным условиям, а также чтобы аппарат дей-
ствовал хорошо с механической точки зрения.
Наиболее важным для управления винтовым сепаратором
является знание воздействия (как длительного, так и краткого)
изменений характеристик питания.
Допустимые отклонения характеристик питания определяют
количественные параметры однородности, требуемой для пита-
ния [17]. Даже первые установки винтовых сепараторов вклю-
чали относительно утонченные системы контроля плотности для
уменьшения влияния кратковременных изменений [26].
Конструктивные параметры. Винтовые сепараторы, выпус-
каемые различными производителями, имеют в основном оди-
наковый внешний вид и на них воздействуют одинаковые ре-
гулируемые переменные. Работа и регулирование изменяются
незначительно от модели к модели, а характер изменений для
всех одинаков. Многовыпускные винтовые сепараторы более
общеприняты, поэтому рассмотрение взаимосвязей различных
характеристик и контроля будет касаться, в основном, обору-
дования этого типа.
Эффективность сепаратора зависит от правильного регулиро-
вания каждого из доходящих до 15 выходов концентрата. Даже
игнорируя тот факт, что каждый отсекатель имеет бесконечное
множество вариаций и, допуская, что выпуск может быть
только или закрытый или открытый на ’/<, 7s, 3А и полностью,
получаем около 750 тыс. комбинаций установки положения от-
секателя. Крупные фабрики могут иметь до 5 тыс. сепарато-
ров и, следовательно, ручная установка положения отсекате-
лей при кратковременных изменениях питания не может быть
принята на практике.
Следовательно, эффективная работа винтовых сепараторов
зависит в большей степени от правильного выбора типа и числа
сепараторов, требуемых для конкретных условий, дающих
наилучшие показатели на основном питании.
Тип сепаратора. Установлено [24], что сепаратор Рей-
херта модели 6 с широким плоским спиральным желобом спо-
собен к извлечению тонких минералов, а сепараторы с крутым
наклоном (шаг 445 мм) более эффективны, чем пологие (шаг
343 мм), при переработке тонкого железного продукта [16] —
извлечение увеличивается в данном диапазоне крупности (рис.
13.8).......
281
Рис. 13.8. Показатели переработки же-
лезного продукта в винтовом сепараторе
Хэмфри (/, шаг витка 342 мм) и GEC
(2, шаг витка 445 мм)
Я,. ИЗ,
h ,; i , . t i . f . <
J''W ; ;
Опытные работы по контрольной сепарации трудных бедных
танталовых хвостов в сепараторах GEC, Рейхерта модели 3 и
цикло-винтовом «Спар» показали очень маленькую разницу
в извлечении (табл. 13.2), хотя сепаратор Рейхерта работает
лучше других двух сепараторов по отношению к степени обо-
гащения.
На оловоперерабатывающем предприятии «Искор’с Юс»
в Намибии были опробованы сепараторы четырех типов на
бедных рудах: Рейхерта моделей 2А и 2В, Викерса и «Спарго»
модели I [41]. Позже были также опробованы сепараторы Рей-
херта модели 7А по сравнению со «Спарго»; хотя технологиче-
ские показатели имеют некоторое небольшое различие для двух
последних сепараторов, сепаратор Рейхерта модели 7, в конеч-
ном итоге, предпочтительнее по конструктивным соображениям,
особенно в конструкции отсекателя продукта.
Профиль витка и диаметр. Значительное число раз-
работок, связанных с изменением поперечного сечения желобов
и диаметра, было выполнено производителями, главным обра-
зом, с целью оптимизации характеристик сепараторов для пе-
реработки различных материалов. Диапазон винтовых сепара-
торов, производимых Рейхертом, свидетельствует об этой иссле-
довательской работе компании. Множество профилей было
исследовано в СССР [3, 10], где пришли к выводу, что опти-
мальным является профиль, близкий к эллипсу с соотношением
осей 2 : 1 (рис, 13.9).
ТАБЛИЦА 13.2
Сравнительные характеристики трех винтовых сепараторов для перечистки
бедных танталовых хвостов
Сепаратор Извлечение, % Содержание в концентрате Та, % Степень обога- щения
GEC 28,4 0,078 3,5
Рейхер га, модель 3 29,6 0,102 4,8
Цикло-винтовой 30,3 0,055 2,7
282
Рис. 13.9. Влияние профиля (а) поперечного сечения желоба винтового се-
паратора иа показатели обогащения (б):
штрих-пунктирная линия— нет обогащения; 1—6 — соответствующие профили
Выявлена [39] зависимость диаметра желоба от крупности
частиц и сделан вывод, что тонкий материал (0,05—0,2 мм)
концентрируется лучше при малом диаметре (400—500 мм),
а крупные частицы (1—2 мм)—на сепараторе диаметром
1000—1500 мм. Некоторые производители вне Советского Со-
юза поддерживают это мнение.
Позже советские разработчики технологии винтовой сепара-
ции пришли к заключению, что диаметр сепаратора связан
скорее с производительностью, чем с показателями [45].
Хотя профиль поперечного сечения и диаметр желоба при-
меняющихся винтовых сепараторов безусловно важны, в ре-
зультате испытаний создается впечатление, что почти одинако-
вое значение с действием конструкции сепаратора на фактиче-
скую работу придается таким обстоятельствам, как цвет
поверхности (правильный выбор дает возможность визуального
наблюдения за сепарацией), шероховатость и непрерывность
поверхности (цельнолитой желоб исключает прерывистость по-
тока в местах стыковки сегментов), а также является ли отсе-
катель механически стабильным, не выходит ли из строя, и не
засоряется и не вызывает ли песчаные отложения и фактически
работает ли система смывной воды.
Удаление концентрата. Все многовыпускные винто-
вые сепараторы оснащены концентратными выпусками, которые
используют для удаления фракции минералов с высокой плот-
ностью из желоба с пульпой. Некоторые типы винтовых сепа-
раторов имеют три выпуска в каждом витке, другие — только
два. Расстояние между выпусками дает возможность достичь
расслоения и разделения тяжелых минералов и пустой породы
283
так, чтобы относительно богатый концентрат можно было уда-
лить из пульпы.
Выпуски имеют диаметр порядка 50 мм и отсекатель для
управления количеством пульпы, удаляемой через выпуск.
Хотя, теоретически, концентратный отсекатель имеет почти бес-
конечное число комбинаций положения, визуальный контроль
характеристик пульпы обычно дает хорошую степень оптималь-
ной установки.
Эффективность концентрации зависит от правильной уста-
новки отсекателей. Турбуленция от питателя сглаживается
в первой половине витка желоба, крупные тяжелые минералы
очень быстро начинают выделяться в отдельную полосу. Уда-
ление можно начинать в конце первого витка желоба. Предпоч-
тительнее применять часть отсекателей с широким отверстием,
способных удалять довольно широкую полосу тяжелого про-
дукта, а часть — только частично открытых.
Некоторые неиспользуемые выпуски закрывают дисками,
что увеличивает расстояние между выпусками концентрата, да-
вая больше времени для достижения сепарации в желобе. Уве-
личение сепарационной зоны обычно улучшает качество удаля-
емого продукта.
Конечное развитие этой философии логично приведет к раз-
работке винтовых сепараторов ограниченно выпускного типа,
особенно для бедных руд.
При переработке богатого питания более 2/з общего концен-
трата (по массе) может быть удалено в верхних двух витках;
по мере того, как поток материала спускается по сепаратору,
его качество ухудшается, тяжелые минералы становятся
мельче и соответственно требуется несколько меньшее число
выпусков концентрата, каждое из которых должно быть менее
открытым, чем у вершины.
Идеально отсекатель должен быть установлен так, чтобы
давать продукт постоянного качества через каждый используе-
ТАБЛИЦА 13.3
Влияние степени открытия щели на показатели винтовой сепарации
< Продукт Постоянный объем Постоянное качество
Выход по массе, % Содер- жание тяжелого минерала, % Распре- деление тяжелого минерала, % Выход по массе, % Содержа- ние тяжелого минерала, % Распре- деление тяжелого минерала, %
Концентрат 56 9,94 91,7 53,8 9,85 94,3
Хвосты 44 1,1 5,8 8,3 46,2 0.70 5,7
Исходный 100 100 100 5 6 100
284
Рис. 13.10, Контур полосы тяжелых
минералов;
1 — концентрат растягивается до этой
точки; 2 — кажущийся (видимый) конец
концентратной полосы; 3 — щель для гру-
бой или контрольной сепарации; 4 — щель
для перечистной сепарации
мый выпуск, а не постоянный объем, так как это увеличивает
общие показатели винтовой сепарации (табл. 13.3) [38].
Хорошего отсечения между тяжелой и легкими фракциями
не происходит, так как легкий материал имеет тенденцию
к скольжению на хвостовом конце полосы тяжелых минералов
(рис. 13.10),
Фактическое положение отсекателя по отношению к кажу-
щемуся концу концентратной полосы зависит от назначения
винтового сепаратора. Для основной или контрольной сепара-
ции, где цель — извлечение, отсекатель должен быть установ-
лен довольно-таки далеко от кажущегося конца. При перечист-
ной сепарации, где цель — конечное качество продукта, отсека-
тель должен быть установлен слегка внутри кажущегося конца,
таким образом достигается максимальное качество даже при
небольшом колебании ширины полосы тяжелого минерала.
Заиливание. Все винтовые сепараторы склонны к заи-
ливанию, особенно вдоль внутреннего края потока пульпы. Оно
оказывается малым, беспорядочно изменяющимся по контуру
винтового желоба, что изменяет технологические показатели
винтовой сепарации. Хотя заиливание должно быть достаточно
медленным, чтобы быть почти незаметным, требуется регуляр-
ная очистка сепараторов для поддержания оптимальных харак-
теристик.
Характеристики твердого. Максимальная круп-
ность частиц. Руды или угли, измельченные до освобожде-
ния или, в конечном счете, до степени, дающей соответствую-
щий требованиям концентрат, могут быть разделены на винто-
вом сепараторе. Верхняя граница крупности руды для хорошей
сепарации составляет 1 мм, частиц пустой породы — 3 мм,
угля — 6 мм [25].
Контроль верхнего предела крупности питания сепаратора
должен быть постоянным, так как сверхкрупные частицы
обычно не остаются взвешенными в потоке пульпы, а быстро
оседают, образуя отмели песка. Аналогично, когда винтовые
285
сепараторы применяют в циклах измельчения, следует прояв-
лять заботу об удалении коротких взрывных проволок, кото-
рые каким-либо образом проникли в рудную кучу. Если на
шахте используется железная проволока, то ее можно удалять
с помощью магнита; медная взрывная проволока будет, безус-
ловно, выпадать в желобе, перекрывать разгрузочные отвер-
стия, втыкаться в гибкие концентратные трубки и вызывать
большие неудобства.
Эффективное отсеивание мусора обеспечивает хорошую ра-
боту на практике.
Если питание содержит значительное количество свободных
крупных частиц, то перед перечисткой грубого концентрата во
II стадии винтовой сепарации может быть выгодна классифика-
ция для удаления крупных тяжелых частиц. Одно такое подхо-
дящее оборудование—противоточный классификатор Хэмфри
[40]. Этот аппарат представляет собой, по существу, циклон
с противоточной смывной водой, подаваемой через вершину.
Этот классификатор может быть установлен таким образом,
чтобы крупные тяжелые частицы уходили с нижним продуктом,
а остающиеся крупные легкие частицы с тонкими тяжелыми —
пропускались с верхним потоком и отсюда — в перечистной
винтовой сепаратор.
Диапазон крупности. Будучи аппаратом, который
концентрирует, по крайней мере, частично с помощью меха-
низма стесненного осаждения, винтовой сепаратор может до-
пускать относительно широкий диапазон крупности питания,,
особенно при сепарации свободных минералов. Однако подобно
другому гравитационному оборудованию переработка более
трудного питания, включая питание, содержащее сростки, улуч-
шается при более тщательной его подготовке.
Для подготовки питания, если она применяется, лучше ис-
пользовать грохочение, чем гидравлическую классификацию
или циклонирование, чтобы концентратная и хвостовая полосы
были как можно шире.
Хотя считалось, что первые винтовые сепараторы были не-
эффективными для частиц крупнее 75 мкм, в настоящее время
обычно признают, что эффективной сепарации можно достичь
и при такой крупности, как 50 мкм. На рис. 13.11 показаны
такие зависимости при переработке железной руды [16], пирита
[22], шеелита [43], танталита [14] и касситерита [7].
Винтовые сепараторы часто применяют как аппараты для
контрольной сепарации на фабриках, перерабатывающих окис-
ные руды с высоким содержанием металла, где даже средне-
эффективные аппараты, работающие в менее, чем идеальных
условиях, все же экономичны. В тех случаях, когда питание
винтовых сепараторов содержит промпродукт относительно
средней крупности с некоторым количеством тонких свободных
286
Рис. 13.12. Извлечение очень той- '*
ких частиц винтовой сепарацией
Рис. 13.11. Показатели винтовой сепарации различных материалов:
/ — пирит (по Гуесту); 2 — шеелит (по Вестону); 3 — касситерит (по Балдерстону); 4 —
танталит (по Берту); 5 — железная руда (по Чонгу)
частиц тяжелых минералов, можно добиться приемлемого из-
влечения, хотя и при низкой степени обогащения такого мел-
кого продукта, как 10 мкм (рис. 13.12). При низкой степени
обогащения крупные частицы производят большую кажущуюся
постель из тяжелых минералов, которая достаточно эффективно
улавливает тяжелые мелкие частицы [17].
Как альтернатива, сепарация тонких частиц может быть
приписана обогащению под действием силы Багнольда. Однако,
так как общий результат этих двух механизмов очень похож,
невозможно их разделить.
В частном примере, приведенном на рис. 13.12, наблюдается
двойной пик извлечения. Это в меньшей степени относится
к работе аппарата, а больше к тому, что контрольные циклы
на комплексных гравитационных фабриках часто принимают
отходы различных процессов с разным оборудованием. Каждый
из таких процессов производит хвосты со своей характеристи-
кой, при объединении которых часто получается продукт с не-
равномерным распределением тяжелых минералов. В крупных
классах такие тяжелые минералы находятся, вероятно, в срост-
ках, для извлечения которых эффективно только оборудование
с низкой степенью обогащения, в то время как тонкие частицы,
будучи свободными, могут составлять механические потери ос-
новных циклов.
Очистка углей на винтовых сепараторах обычно произво-
дится для частиц крупнее 75 мкм [46].
Винтовой сепаратор может быть приспособлен для ультра-
тонкого питания, поскольку избыточная вязкость не будет ска-
зываться на его работе. Однако, так как эти ультратонкие час-
тицы обычно вымываются непосредственно к наружному краю
винтового желоба и выносятся в хвосты, извлечение сколько-
нибудь ценного продукта из этого материала лучше проводить
287
на специальном оборудовании для гравитационного обогаще-
ния тонких продуктов (см. гл. 15).
Форма частиц. Если частицы имеют различную форму,
то винтовой сепаратор способен эффективно разделять мине-
ралы, даже если их критерий концентрации близок к 1. Типич-
ный случай такого вида сепарации — отделение слюды от
кварца и полевого шпата [12]. Плоская слюда устремляется
в отверстие для воды у наружного края винтового желоба,
а кварц и полевой шпат оседают внутри желоба и удаляются
через выпуск для тяжелого минерала.
Определено [1], что оптимальные условия, по крайней мере,
для слюды и кварцевой руды — низкая скорость, при высокой
плотности, при этом извлечение достигает 90 % при содержа-
нии слюды в концентрате 90 %.
Качество питания. Отсекатели в винтовых сепарато-
рах устанавливают один раз для конкретного питания и боль-
шие изменения в качестве питания могут оказать неблагоприят-
ное воздействие на показатели сепарации. Нагрузка винтового
сепаратора будет сказываться на этом воздействии более или
менее заметно.
Например, при переработке богатого материала, такого, как
железная руда, отсекатели обычно устанавливают для опти-
мальных содержания и извлечения. Сколько-нибудь значитель-
ное повышение содержания в питании уменьшает извлечение,
так как сверхтяжелые частицы не способны достичь отсекате-
лей. Наоборот, уменьшение содержания в питании неблагопри-
ятно сказывается на концентрате. Если большие колебания
в качестве питания неизбежны, то работу на винтовом сепара-
торе производят при низкой плотности пульпы и, хотя произ-
водительность уменьшится, будет достигнута лучшая терпи-
мость процесса к этим колебаниям [17].
Там, где винтовые сепараторы применяют для основной се-
парации бедной руды или для контрольной сепарации, извле-
чение имеет более важное значение, чем качество концентрата.
В этих случаях винтовые сепараторы настраивают обычно на
выдачу гарантированно пустых хвостов при колеблющихся ус-
ловиях [43].
Нагрузка винтового сепаратора. Должным образом нагру-
женный винтовой сепаратор с точки зрения отношения твер-
дого и жидкого Т:Ж даст в результате максимальную произ-
водительность фабрики и данной операции. Для винтовых се-
параторов существует более сильная зависимость показателей
от отношения расходов Т : Ж, чем для многих других обогати-
тельных аппаратов.
В основном это рассуждение основано на работах [17, 28].
Поток пульпы. Профиль поперечного сечения потока
в винтовом сепараторе значительно изменяется со скоростью
288
Рис. 13.13. Действие расхода потока на ^показатели винтовой сепарации же-
лезной (а) н танталовой (б) руды ;
V
? -
потока и также с формой самого желоба: до 1 л/с — водный по-
ток ламинарный, турбулентность начинает развиваться, если
поток превысит 1,25 л/с [17].
С увеличением расхода потока значения скорости движе-
ния жидкости вниз по желобу и результирующей горизонталь-
ной, или центробежной, силы увеличиваются; следовательно,
тонкие тяжелые частицы и большинство промпродуктовых бу-
дут выталкиваться в более турбулентную быстротекущую по-
| лосу хвостов, уменьшая извлечение [28]. Наоборот, меньший
| поток с меньшей скоростью даст в результате недостаточную
I центробежную силу для выталкивания легких частиц из кон-
| центратной полосы и поэтому получится низкокачественный
I концентрат. Дальнейшее уменьшение приведет к образованию
I наносов песка вокруг выходов концентрата вследствие осаж-
дения более крупных частиц, и сепарация будет неэффективной.
В На рис. 13.13 показана взаимосвязь извлечения и содержания
к в концентрате для двух совершенно разных руд: одна — желез-
Р ная руда с содержанием железа 40 % [16]; вторая — тантали-
товая с содержанием Ta2Os 0,1 %.
Теоретически расход пульпы для винтового сепаратора за-
висит от диапазона крупности и содержания тяжелых минера-
лов в материале потока пульпы, а также от диаметра желоба;
однако для большинства процессов исходный расход пульпы
1—1,5 л/с для стандартного диаметра 600 мм является опти-
мальным.
Видимо, это может быть проверено исследованием модели
потока у среднего витка желоба, в котором поток пульпы на
25—30 мм ниже края желоба.
Плотность пульпы. Диапазон плотности пульпы, или
содержания твердого, зависит от типа используемого винтового
сепаратора. Например, винтовой сепаратор Рейхерта модели 3
эффективно работает при содержании твердого 25—45%,
10 Заказ № 1987
289
Извлечение °!,,
Рис. 13.14. Действие чрезмерной
плотности пульпы на показатели се-
парации:
1—3 — содержание твердого соответственно
30; 40; 50 %
Рис. 13.15. Влияние расхода твердого при различной плотности пульпы на
извлечение (а) и содержание железа (б) в концентрате:
1—5 — содержание твердого соответственно составляет 10; 15; 20; 25; 30 %
модели 2 — при 15—35 %• Крутонаклонные сепараторы также
работают при более высоком содержании твердого (и соответ-
ственно имеют большую производительность). Более новые
«водные» винтовые сепараторы также, как утверждается, ра-
ботают при более высокой плотности пульпы.
Оптимальное содержание твердого в пульпе для данного
винтового сепаратора, конечно, зависит от перерабатываемого
материала. Чрезмерная плотность пульпы нарушает нормаль-
ную модель потока на желобе, в том смысле, что осаждение
переходит из режима стесненного осаждения в режим обрат-
ной классификации, со значительным ухудшением характерис-
тик (рис. 13.14).
Нагрузка по твердому. Расход твердого можно рас-
сматривать как фактор скорости потока и плотности пульпы,
или содержания твердого в жидкости. Взаимное влияние двух
факторов на показатели винтовой сепарации ясно видно из
рис. 13.15 [17].
Увеличение расхода твердого повышением плотности пульпы
при постоянном ее расходе дает легкое снижение извлечения
290 . и
(/IB) с предельным воздействием на содержание в концентрате.
Однако поддержание постоянной нагрузки увеличением плот-
ности пульпы и уменьшением ее расхода, наоборот, значительно
увеличивает извлечение (СВ) с небольшим уменьшением со-
держания в концентрате.
Бесспорно, что расход жидкого более значителен, в опре-
деленных пределах, чем расход твердого. Такое заключение
согласуется с механизмом сепарации в винтовом сепара-
торе.
Винтовые сепараторы имеют широкий диапазон производи-
тельности при достижении эффективной сепарации минера-
лов— от 0,5 до 4 т/ч по питанию. Очевидно, что чрезмерное
увеличение нагрузки сверх предела не может быть сделано
без изменения действующих параметров. Поддержание рас-
хода твердого в пределах + 15 % установленного значения
обычно дает стабильные показатели сепарации.
Для различных типов винтовых сепараторов устанавли-
вают разный расход пульпы. Однозаходный сепаратор Хэм-
фри, например, перерабатывает около 1,5 т/ч по исходному,
хотя при определенных строго контролируемых условиях его
производительность может достигать и 3 т/ч.
Погружные сепараторы, такие как GEC, допускают пита-
ние пульпой более высокой плотности, что, в свою очередь, до-
пускает более высокий расход твердого. Расход смывной воды
при этом снижается, так как ее меньше требуется для дости-
жения постоянного потока тяжелых минералов в желобе се-
паратора. Погружная конфигурация дает несколько лучшее
извлечение тонких ценных минералов из питания.
Некоторые из новых моделей винтовых сепараторов разра-
ботаны для переработки больших потоков. Например, винто-
вой сепаратор Рейхерта модели 6 перерабатывает 5 т/ч пита-
ния, в то время как винтовые сепараторы большого диаметра
в СССР перерабатывают до 8 т/ч питания.
Фактическая оптимальная нагрузка по твердому зависит от
типа питания, так же как и от крупности и его диапазона.
Производительность винтовых сепараторов, перерабатываю-
щих тонкий продукт, значительно меньше, чем перерабатыва-
ющих крупный продукт, даже одного и того же материала.
Расход смывной воды. По существу, все многовыпу-
скные винтовые сепараторы требуют добавки смывной веды
по длине желоба для очистки полосы тяжелых минералов от-
мывкой легких частиц с поверхности до их разгрузки через
выпуск концентрата. Без смывной воды можно достигнуть не-
которого повышения качества концентрата, но удовлетвори-
тельного качества все же нельзя получить: слишком много пу-
стой породы будет проходить через выпуск с концентратным
продуктом.
10* 291
Большинство производителей винтовых сепараторов разра-
батывают собственные типы систем подачи смывной воды. Раз-
личия в имеющихся конструкциях — это хороший показатель
трудности конструирования эффективной системы, удовлетво-
ряющей всем требованиям.
Большинство систем применяют канал для смывной воды,
вмонтированный на внутренней стороне главного желоба для
пульпы. Система смывной воды винтового сепаратора Хэмфри
показана на рис. 13.2; винтовые сепараторы GEC и Сала, раз-
работанные из сепаратора Хэмфри, применяют очень похожие
приспособления. Распределение смывной воды достигается
с помощью «желобков», по шесть на каждом витке, которые
удаляют пропорциональное количество воды, текущей вниз по
каналу. С помощью этой системы распределение воды опре-
деляется только расходом воды, вводимой вверху сепаратора.
Хотя эта система имеет преимуществом простоту, она также
негибкая.
Другие производители разработали более усложненные си-
стемы, которые, хотя и больше времени затрачивают на пуск,
но являются более гибкими и позволяют оператору подавать
воду туда, где это необходимо. Рейхерт и Викерс, например,
производят небольшие золотники для пропускания смывной
воды в виток внизу канала смывной воды.
Фактический расход смывной воды, применяемой для сепа-
рации, зависит, до некоторой степени, от перерабатываемого
материала,нагрузки сепаратора и распределения по крупности
твердых частиц в пульпе питания. Несколько повышенный рас-
ход смывной воды требуется для крупного питания, питания
с повышенным содержанием минералов большой плотности и
при повышенных нагрузках. Правильный расход смывной воды
поэтому должен быть установлен для каждого конкретного
условия.
На рис. 13.16 показаны последствия добавки смывной воды
на участке второго и третьего отверстия винтового желоба,
перерабатывающего богатое питание. Правильный расход
смывной воды дает в результате концентратную полосу, попа-
дающую в выпуск; слишком большой расход отклоняет кон-
Рис. 13.16. Три уровня
подачи смывной воды:
а — правильный; б — слиш-
ком большой; в — недоста-
точный
292
центра? от выпускного отверстия, в то время как недостаток
воды позволяет пустой породе проходить в концентратную
разгрузку. При более бедном исходном материале полоса бу-
дет уже и должна быть направлена в центр разгрузки.
В то время как имеется практика использования оборотной
воды для основной и контрольной винтовой сепарации, для
перечистной сепарации должна быть использована чистая
вода, так как грязная вода будет отделяться в концентратную
полосу и давать концентрат худшего качества. Утилизацион-
ная вода, если используется вообще, не должна допускать
образования коллоидов, так как это будет забивать винтовой
желоб и делать работу сепаратора неэффективной.
Применение винтовых сепараторов. Винтовые сепараторы
могут применяться для разделения двух минералов в основном
свободных друг от друга, при приемлемом различии в плотно-
сти или форме частиц и если тяжелые минералы имеют при-
мерный диапазон крупности от 2 мм до 30 мкм.
При этих ограничениях винтовые сепараторы могут быть
использованы для: производства концентрата и хвостов в I ос-
новной стадии; производства конечного концентрата (перечи-
стка) с хвостами, перерабатываемыми другим процессом; про-
изводства большого количества концентрата различных тяже-
лых минералов и окончательных хвостов при перечистке
первых другим процессом; контрольной сепарации хвостов дру-
гих процессов с возвращением грубого концентрата на после-
дующее доизмельчение (освобождение) и перечистку.
Винтовые сепараторы достаточно гибкие и дешевые аппа-
раты, которые могут также использоваться в замкнутом цикле
измельчения, особенно при переработке высокоценных оксидов
металлов, для извлечения освобожденных тяжелых минералов
с возвращением сростков на доизмельчение [14, 42].
Винтовые сепараторы имеют большое преимущество по
сравнению с конусами Рейхерта, особенно в этом типе опера-
ции, благодаря своей сравнительной гибкости. Даже несмотря
на то, что водопроводная система, требуемая для группы, ска-
жем, 30 двухзаходных винтовых сепараторов, значительно
больше, чем для эквивалентного простого конуса, винтовой се-
паратор является более поддающимся изменению расхода по-
тока или другим изменениям, обусловленным различной из-
мельчаемостью большинства руд. Действительно, если произво-
дительность фабрики не требует установки многоконусных агре-
гатов, то винтовые сепараторы должны быть предпочтительным
оборудованием независимо от того, имеются ли значительные
колебания потока или нет.
Основная область применения винтовых сепараторов — же-
лезная руда, минеральные пески, оксиды металлов и углепе-
рерабатывающая промышленность.
293
Переработка железной руды — наиболее раннее примене-
ние винтовых сепараторов с различными большими установ-
ками [23, 35, 36, 37]. Хотя некоторые современные фабрики,
перерабатывающие железную руду, используют конусы Рей-
херта в качестве первичного концентрационного оборудования,
все еще имеется много фабрик, очень успешно использующих
исключительно винтовые сепараторы. На таких фабриках
установка более 1 тыс. сепараторов обычна. Типичной такой
установкой являются предприятия «Квебек Картер майн»
с 2300 аппаратами в действии [4] и «Маунт Райт» с 4330 двух-
заходнымн винтовыми сепараторами [19, 34], оба в Железном
поясе Квебек — Лабрадор на востоке Канады, и 2700 аппара-
тов на предприятии «Бонг» в Либерии [36]. В большинстве
случаев винтовые сепараторы работают в две или три стадии
с основной сепарацией и последующими одной или двумя пе-
речистками. Вследствие высокого качества питания в основном
цикле сепарации перечисткой цикл часто составляет более по-
ловины его размера.
Обычно извлечение на железорудных фабриках с винто-
выми сепараторами составляет 80—85 % при индивидуальном
качестве концентрата.
Переработка минеральных песков — вторая большая об-
ласть использования винтовых сепараторов, хотя многие уста-
новки, смонтированные на барже (Австралия), перерабатыва-
ющие морские пески, используют конусы Рейхерта, где это
возможно для экономии места и упрощения циклов. Произво-
дительность многих фабрик, перерабатывающих морские пе-
ски, составляет 1000 т/ч и выше; соответственно установки
винтовых сепараторов обычно большие. Например, «Манче-
стер майн» в США установила всего 1500 винтовых сепарато-
ров для переработки 1100 т/ч ильменитовых руд [29]. В СССР
ТАБЛИЦА 13.4
Типичные показатели обогащения морских песков на винтовых сепараторах
Продукт Расход по массе Тяжелая фракция Рутил Циркон
VO Содержание, % Распределе- ние, % 1 Содержание, °0 Распределе- ние, % 1 Содержание, % Распределе- ние, %
Концентрат Промпро- дукт Хвосты Исходный 0 026 0,318 1,930 2,274 1,14 13,98 84,87 100 88,32 1,38 0,15 1,33 75,92 14,51 9,57 100 23,45 0,19 0,01 0,30 88,44 8,76 2,80 100 12,550 0,040 0,001 0,150 95,00 3,73 0,57 100
294
ТАБЛИЦА 13.5
Типичные показатели переработки оксидов металлов на винтовых сепараторах
Материал Характеристики питания Показатели обогащения
Крупность, мм Содержание, % Извлечение» % Степень обогащения
Бедная оловянная руда 0,5—0,05 0,1163л 87,4 3,2
“Оловянная руда —2 0,89Sn 78,7 4,3
Танталит : 1—0,2 0,171 а.,О5 74 9 8.3
.'Шеелит 0,15—0,08 0,54WO3 95,6 4,4
винтовые сепараторы большого диаметра используют для со-
кращения числа требуемых аппаратов {30, 45].
Показатели обогащения минеральных песков на винтовых
сепараторах обычно очень хорошие; будучи природно свобод-
ным материалом минеральные пески — идеальное питание для
винтовых сепараторов. Типичные показатели винтовой сепара-
ции показаны в табл. 13.4 [7].
Табл. 13.4 также показывает способность винтовых сепара-
торов выделять неценные тяжелые минералы. В этом случае
извлечение и степень обогащения как рутила, так и циркона
выше, чем для общих тяжелых минералов.
Использование винтовых сепараторов увеличивается в пе-
реработке хромовых руд, особенно в Южной Африке {7, 24].
Типичной является «Винтервелд майн», которая применяет
96 сепараторов Рейхерта модели 2А для основной сепарации
и всего 72 последующих перечистных аппарата марки 2В для
производства хромового концентрата с содержанием кремния
менее 1,5 % при извлечении 84 % Сг2О3.
Кроме того, винтовые сепараторы применяют для перера-
ботки высокоценных оксидов металлов. Например, «Хардинг
майн» в Нью Мехико, США, использовала два винтовых се-
паратора на небольших установках, перерабатывающих тан-
тал [44]. Позднее были значительные установки в Корнуолле,
впервые на «Уил Джейн», а затем и на других фабриках [42],
на «Танко» [14], на «Кинг Айленд шеелит» [43] и на оловопере-
рабатывающем предприятии «Юс» в Намибии [41].
Типичные показатели этих и других предприятий приведены
в табл. 13.5.
Винтовые сепараторы также могут быть эффективно ис-
пользованы для извлечения измельченного золота [7, 20].
Типичные показатели винтовых сепараторов, перерабаты-
вающих золотоносные материалы, приведены в табл. 13.6 [33].
На молибденовой фабрике «Клаймакс», которая произво-
дит вольфрам из отходов измельчения сульфидов, применяют
295
ТАБЛИЦА 13.6
Винтовая сепарация золотосодержащих материалов * Ц ('*;
Материал Содержание, г/т Извлечение, %
Питание Концентрат
Золотая россыпь 0,031 5,26 91,3
Черные пески 39,3 3311 76,0
Дробленый гравий 1,41 17,2 90,7
винтовые сепараторы как первичные концентраторы [8], хотя
часть этого оборудования недавно заменена конусами.
Винтовые сепараторы для обессеривания тонкого угля при-
меняются с 1945 г. [18] в США и частично продолжают приме-
няться до настоящего времени [2, 13].
Рейхерт недавно разработал винтовые сепараторы моделей
9 и 10 специально для очистки угля с обнадеживающими ха-
рактеристиками. Хотя применение винтовых сепараторов уве-
личивается, учитывая относительную эффективность стандарт-
ного оборудования для очистки угля — отсадочные машины,
тяжелосредные сепараторы, столы и пенную флотацию — сом-
нительно, что винтовые сепараторы найдут широкое примене-
ние в этой области.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ У 7 *'*’
1. Adair, R., McDaniel, W. Т. and Hudspeth, W. R. (1951). New Method'
for Recovery of Flake Mica. Min. Eng. Mar. 252—254.
2. Alexis, J. (1980). Cleaning Coal and Refuse Fines with the Hymphreys
spiral Concentrators. Min. Eng. Aug. 1224—8.
3. Аникин Л1. Ф., Иванов В. Д., Певзнер М. Л. Винтовые сепараторы
для обогащения руд. М., Недра, 1970.
4. Апоп (1964). Quebec Cartier. Eng. Min. J. Sept. 75—93.
5. Anon (1965). Decontamination of Sand — Use of Humphreys Spiral
Concentrator. Cement Lime and Gravel July.
6. Anon (1978). Improved Spiral Concentrators Developed in Austria-
Min J. March 2, 159.
7. Balderson, G. F. (1982). Recent Developments and Applications of
Spiral Concentrators. Aust. Inst. Min. and Metall. N. W. Queensland Mill
Op. Conf. Aust. Inst. Min. and Metall. Sept. 35 pp.
8. Bazzanella, F. L. and Weyler, P. A. (1978). Examples of Gravity Con-
centration Circuits, in Mular A. and Bhappu, R. (Eds.) Mineral Processing
Plant Design Am. Inst. Min. Eng. 427—44.
9. Bertholf, W. M. (1946). Cleaning Table Middlings from a Coal Wa-
shery with the Humphreys Spiral Concentrator. AIME Technical Publication
No. 2016.
10. Справочник no обогащению руд. Основные процессы/Под ред.
О. С. Богданова. М., Недра, 1983.
11. Brown, С. A., Goodman, R. Н. and Griffiths, A. J. (1982). Applica-
tion of Improved Spiral Technology for Recovery of Fine Heavy Minerals
296
in Tailings. Paper presented at Seminar on Beneficiation of Tin and As-
sociated Minerals. SEATRAD. Bangkok 18 pp.
12. Browning, I. S. (1973). Mica Beneficiation. U. S Bureau of Mines
Bull. 662 21 pp.
13. Browming, J. S. (1977). Recovering Fine-size Coal from Alabama
Surface Mine Washery Wastes Using the Humphreys Spiral. MRI Technical
Report Series, T. R. No. 2. University of Alabama, 11 pp.
14. Burt, R. 0. (1979). Tantalum Mining Corporation’s Gravity Concen-
trator— recent developments. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. Sept. 103—108.
15. Canning, A. E. (1980). Mineral Sand Mining and Wet Plants of As-
sociated Minerals Consolidated Ltd., New South Wales and Queensland. Min.
and Metallurgical Practices in Australia. Monograph Series No. 10. Aust.
Inst. Min. and Metall. Chapter 18, 739—741.
16. Chong, S. P. (1978). Gravity Concentration Successfully Treats Iron
'Ores. SME — AIME Fall Meeting, Florida Sept. 22 pp.
17. Dallaire, R„ LaPlante, A. R. and Elbrond, /. (1978). Humphreys Spi-
ral Tolerance to Feed Variations. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. 71 (796)
123_____34
18. Demner, W. L. and Wilson, V. H. (1948). Cleaning Anthracite silt
for Boiler Fuel with Humphreys Spiral Separators. Am. Inst. Min. Metall.
Tech. Rep. 2479. 15 pp.
19. Fish, R. (1975). Mr. Wright: Quebec’s Computerized Iron Mine. Can.
Min. J. March.
20. Gomes, Z. M., Martinez, G. M. and Wong, M. M. (1979). Recovering
byproduct Heavy Minerals from Sand and Gravel, Placer Gold and Industrial
Mineral Operations. USBM Rep. of Inv. 8366 15 pp.
21. Grogan, R. M., Few, W. G., Garner, T. E. and Hagar, C. R. (1964).
Milling at Du Ponfs Heavy Mineral Mines in Florida, Arbiter, N. (Ed.) Mil-
ling Methods in the Americas Gordon and Beach, New York, 205—209.
22. Guest, R. N. (1975). The Recovery of Pyrite from Witwatersrand Gold
Ores. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 75. Oct. 103—105.
23. Henderson, B. R. (1962). Carol—lOCC’s big new Iron Project.
Humphreys Eng. Co. Denver. 8 pp.
24. Holland-Batt, A. B., Balderson, G. F. and Cross, M. S. (1982). The
Application and Design of Wet Gravity Circuits in the South African Mine-
rals Industry. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. March 53—70.
25. Hubbard, J. S., Brown, W. E. and Welker, M. (1950). The Humphreys
Spiral Concentrator for Cleaning Minus Va in. coal. Paper E2, Proc First
Int. Coal Prep, Cong. Paris, 441—448.
26. Humphreys, I. B. and Hubbard, J. S. (1945). Where Spirals repla-
ced Tables, flotation cells. Eng. and Min. J. 146 (3) March pp. 82—4.
27 Huttie, J. B. (1943). New type Concentrator. Eng. and Min. J. 144
(10).
28. Кизевальтер Б. В. Теоретические основы гравитационных процессов
обогащения. М., Недра, 1979.
29. Li, Т. М. (1973). Start-up of Manchester Mine and Mill Boosts U. S.
Production of Primary Ilmenite. Eng. and Min. J. Dec. 71—75.
30. Экспериментальные данные обогащения титано-циркоииевых песков
на винтовых сепараторах/Л. Г. Подкосов, О. С. Комиссаров, Е. П. Бродкина
и др. — Цветные металлы, 1970, № 8, с. 9.
31. Pullar, S. S. (1964). Developments in Separating Equipment in the
Australian Heavy Mineral Sands Industry. 8th Commonwealth Min. and Me-
tall. Conf. Melbourne, Australia, Paper 58.
32. Robinson, C. M (1983). Recovery of Metallic Minerals from Placer
and hard rock Deposits by Gravity Concentration, Presented at Symposium
on Extraction of Steel Alloying Metals. Lulea, Sweden, March — 42 pp.
33. Robinson, C. N. and Ferree, T. J. (1983). Fine Gold Recovery using
Reichert Technology. 5th Am. Conf, on Alaskan Placer Min. Fairbanks,
Alaska, Mar. 12 pp.
297
34. Runnel, S. D. (1977). The Mount Wright Story. Paper presented at
79th AGM of Can. Inst. Min. and Metall. Ottawa, Apr.
93 35. Severson, L. (1964). Quebec Cartier. Eng. and Min. J. 165 (9) 75—
36. Skillings, D. N. (1968). Bong Mining Co., Shipping Iron Ore Con-
centrate at record Rate from Expanded Plant in Liberia, West Africa. Skil-
lings Mining Review, 57 (18) 1 — 14.
37. Sjoberg, S. E. (1961). Magnetite Hematite Ore Concentrated with Se-
parators and Spirals at new Swedish Mill. Min. World. Jan. 29—31.
38. Snedden, H. D. (1956). Tuning a Hymphreys Spiral Concentrator
Plant for Efficient Operation. Annual Meeting Am. Inst. Min. Eng., New
York, Feb.
39. Суханова В. Г., Аникин М. Ф., Певзнер .И. Л. Зависимость извлечения
ценных компонентов от геометрических параметров винтового желоба.— Цвет-
ные металлы, 1972, № 10, с. 84.
40. Thompson, J. V. L. (1960). Counterflow Sizer Benefits Spirals. U. S.
Bureau of Mines. Bull. 662. 21 pp.
41. Voges, H. C. (1982). Heavy-medium and Gravity Separation at Iscor’s
tin-оге and iron-ore mines. J. S. Afr. Min. and Metall. July 186—192.
42. Wells, D. T. and Elliot, A. J. (1982). Mill Modifications at South-
Crofty Ltd. Improve Throughput and Recovery. .XIV Int. Min. Proc. Cong.
Toronto, Oct. Paper VI-6.
43. Weston, T. P. L. (1978). Spiral Concentrators in the King Island'
Scheelite Gravity Recovery Circuit in Mill Operators Conference 1978. Aust.
Inst. Min. and Metall. N., Queensland, Branch pp. 153—8.
44. Wood, J. A. (1946). Spiral Concentrator Recovers Tantalum Ores at.
the Harding Mine. Min. Cong. J.
45. Обогащение золотосодержащих песков и коигломератов/О. В. Замятии,
А. Г. Лопатин, Н. П. Санникова, А. Д. Чугунов. М-, Недра, 1975.
46. Zeilinger, J. Е. and Deurbrouck, A. W. (1976). Physical Desulfuriza-
tion of fine Size on a Spiral Concentrator. LSBM Rep. of Inv. 8152.
Глава 14 ... . i
КОНЦЕНТРАЦИОННЫЕ СТОЛЫ ’ '
Аппараты процессов, рассмотренных в предыдущих главах,,
все, в основном, компактные, высокопроизводительные, деше-
вые, идеально подходящие для предварительного обогащения
бедных руд или для переработки малоценных минералов, где
тонкие частицы извлекают другими процессами или просто
удаляют в хвосты без переработки.
Концентрационный стол, рассматриваемый в этой главе, не
является ни компактным, ни высокопроизводительным. Однако
должным образом работающий концентрационный стол явля-
ется одним из наиболее эффективных обогатительных аппара-
тов, способных перерабатывать частицы очень широкого диа-
пазона крупности с высокими извлечением и степенью обога-
щения. Поэтому концентрационный стол — один из обычно
встречающихся в промышленности.
Стол имеет (рис. 14.1) слегка наклонную деку, на которую
поступает питание из загрузочного устройства; смывная вода
298
распределяется вдоль питающей стороны. Стол колеблется
в продольном направлении с помощью механизма, использую-
щего медленный ход штока вперед (прямой ход) и быстрый
ход назад (обратный ход), который позволяет минеральным
частицам развертываться веером поперек деки.
Тяжелые частицы двигаются к концентратному концу, где
они собираются, а легкие частицы остаются в суспензии и те-
кут через стол к хвостовому концу.
Концентрационные столы применяют как при переработке
металлсодержащих руд, так и углей. Для единообразия бу-
дем называть верхнюю сторону деки питающей стороной; ниж-
нюю сторону, через которую разгружается легкая фракция,—
хвостовой стороной; конец, через который разгружается тяже-
лая фракция, — концентратным концом, а конец, к которому
прикреплен механизм, — механическим концом.
Концентрационные столы — очень гибкое оборудование и
может быть использовано от основной сепарации до перечи-
стной, для переработки и песков и шламов, разделения двух
тяжелых минералов и промывки угля. Для различных целей
требуются деки разных размеров и рифли разной формы, и
большинство производителей предлагают несколько дек. Име-
ется нехорошая практика использования неправильных дек
для специальных целей. Например, очистка тонкого олова на
столах с декой для грубой сепарации крупного угля приводит
к низкой эффективности и большой нервотрепке.
Принципы сепарации на концентрационных столах. Хотя
основные исследования теоретических аспектов обогащения на
концентрационных столах рассмотрены в гл. 6, краткое описа-
ние их дано здесь для лучшего понимания работы столов на
лрактике.
299
Один из фундаментальных законов обогащения на концент-
рационных столах — концентрация в тонком слое.
Когда тонкий слой воды стекает вниз по гладкой наклонной
поверхности в условиях ламинарного движения, имеется гра-
диент скорости, равный нулю у дна и соответственно макси-
мальный у вершины. Введение твердых частиц в этот тонкий
слой дает в результате распределение частиц одинаковой
формы вниз по потоку в следующем порядке: тонкие тяжелые;
крупные тяжелые и тонкие легкие; крупные легкие.
Это предполагает, что поверхность, через которую плывут
частицы, является неподвижной и гладкой, и часть оборудова-
ния, рассматриваемого в последующей главе, полагается ис-
ключительно на концентрацию в тонком слое.
Концентрационный стол накладывает на тонкий поток
асимметричное возвратно-поступательное движение вдоль
продольной оси деки, а также серию рифлей, в основном,
вдоль долевой оси деки.
Асимметричное возвратно-поступательное
движение, производимое механическим приводом, таково,
что дека и слои частиц на ней оказываются на мгновение
в покое до конца движения обратного хода. Затем дека дви-
жется вперед и частицы начинают двигаться в направлении
к разгрузочному концу стола. В конце прямого хода дека
резко начинает быстрый обратный ход; однако частицы про-
должают скользить вперед в течение всего обратного хода
вследствие момента инерции.
Идеальное движение (диаграмма перемещения через рав-
ные промежутки времени) показано на рис. 14.2. Различные
производители столов добиваются этого идеального движения
в большей или меньшей степени с помощью различных кон-
струкций механических или эксцентриковых механизмов.
Нарифление. Материал, перерабатываемый на концент-
рационном столе, развертывается веером через деку стола под
действием изменяющегося движения потока и силы тяжести и
частицы начинают разделяться в слои позади рифлей. Верти-
кальное расслоение вследствие встряхивающего действия про-
исходит позади рифлей, которые обычно проходят параллельно
долевой оси стола и суживаются от максимальной высоты на
питающей стороне до исчезновения на противоположной сто-
роне. В защищенных «карманах» позади рифлей частицы рас-
Рис. 14.2. Идеальное
движение деки концент-
рационного стола
300
Направление патина
Рис. 14.3. Вертикальное напластование между рифлями
слаиваются главным образом по плотности и менее — в соот-
ветствии с крупностью [16, 34] (рис. 14.3).
Поперечный поток воды через стол усиливает это разделе-
ние. Большая часть поперечного потока, естественно, проходит
по линии наименьшего сопротивления и протекает по верху
постели. Однако промежутки между рифлями и наслоение ча-
стиц в рифлях таковы, что часть водного потока отслаивается
рифлями, вызывая обратно текущий турбулентный поток вну-
три каждой секции рифлей, таким образом усиливая расслое-
ние частиц.
Струи частиц движутся поперек рифлей благодаря натиску
нового питания и действию поперечного потока воды. Вслед-
ствие суживания рифлей толщина струй частиц уменьшается
и постепенно мелкие и с высокой плотностью частицы начи-
нают вступать в постоянный контакт с текущей пленкой воды,
которая покрывает рифли. Так как расслоение и разделение
частиц не полные при прохождении одного рифля, то приме-
няют серию рифлей. Цикл расслоения и стесненного осажде-
ния повторяются от рифли к рифле. В результате получают
чистый продукт по мере того, как частицы развертываются
веером и продвигаются вперед и вниз по столу.
Чистое движение частиц. Все рассмотренные воз-
действия на концентрационном столе — концентрация в тон-
ком слое, асимметричное встряхивание и рифли — дают
в сумме движение частиц, показанное на рис. 14.4, а.
На частично рифленых деках мелкие частицы образуют
богатый концентратный продукт у концентратной стороны
стола, за ними следуют более крупные тяжелые и мелкие лег-
кие частицы, а самые крупные легкие частицы замыкают хво-
стовой продукт у хвостового конца стола. Если бы стол был
полностью покрыт рифлями, как в случае некоторых песко-
вых столов, то порядок распределения частиц концентрата
был бы обратным (рис. 14,4, б).
Часть ультратонких частиц вымывается со стола без обо-
гащения в «шламовую» часть разгрузки. Небольшое их коли-
301
Рис. 14.4. Чистое движение частиц
на концентрационном столе:
а — частично рифленый Вифлей; б — пол-
ностью рифленый песковый
Рис. 14.5. Сравнение эффективной
концентрационной площади на пря-
моугольной и диагональной деках
чество, которое может быть извлечено, обычно откладывается
в нижнем конце концентрационной стороны, закрывая пром-
продуктовую зону. Поэтому ультратонкие частицы в первую
очередь не могут быть допущены на концентрационный стол.
Типы столов. Со времени введения концентрационных сто-
лов Вифлей в 1896 г. производится большой ассортимент ка-
чающихся столов. В настоящее время, однако, имеется только
несколько производителей подвижных столов, хотя некоторые
другие менее известные типы также действуют в некоторых
местах.
Основные различия между столами заключаются в форме
и в способе подвешивания деки, а также в типе механизма,
который придает асимметричное возвратно-поступательное
движение деке.
Форма деки. Имеются две основные формы деки: пря-
моугольная и диагональная. Сравнение двух форм показано на
рис. 14.5. Пульпа, пересекающая деку, имеет наклонное тече-
ние, в результате уклона деки и придания асимметричного дви-
жения.
Полезная площадь деки, фактически занимаемая рудой,
имеет форму полосы от питающего конца до концентратного
угла или форму площади, занятой рифлями, которая для пря-
моугольной деки равна площади ABDE. Концентрат выпуска-
ется между точками С и D.
302
Для диагональной деки площадь, занимаемая рифлями —
HBFG, т. е. дополнительная рабочая площадь BFJ рифлей
примерно на 40 % больше по сравнению с прямоугольной де-
кой. Концентрат разгружается между точками D и F, таким
образом, давая полное преимущество над природно наклон-
ным потоком материала через деку и позволяет применять бо-
лее мелкие рифли.
Диагональная дека обычно имеет более высокую произво-
дительность, дает высококачественный концентрат на широкой
полосе и снижает выход промлродукта. Диагональная дека
также извлекает тонкие частицы.
Механизм. Имеются два основных типа механизма, или
привода. В большинстве основных вариантов корпус меха-
низма жестко закреплен к подраме и асимметричное движе-
ние придается с помощью рычажного и шатунного механиче-
ского соединения. В другом типе механизм жестко прикреп-
лен к деке и целиком сотрясается как одно целое с помощью
эксцентрикового груза механизма.
Столы с первым из двух, механическим, механизмом (на-
пример, Вифлей, Дайстер, Холман) требуют стойкого фунда-
мента для сопротивления ударам, причиняемым движением.
Хотя стол этого типа может быть закреплен болтами к струк-
турной стали (металлоконструкции), возвышающейся на фаб-
рике, он может оказывать разрушающее действие на непра-
вильно сконструированную конструкцию. Стол должен опи-
раться на твердый бетонный фундамент для оптимальной
стойкости.
Чтобы сэкономить пространство, эти столы могут быть
установлены в два или три этажа. В этом случае нижний стол
устанавливают на бетонном фундаменте, верхний — поддержи-
вается на стальной подраме, прикрепленной болтами к тому
же бетонному фундаменту. Это устройство не является сто-
лом со сдвоенными или строенными деками, а представляет
собой эффективную группу независимых друг от друга аппа-
ратов.
Столы с механизмом эксцентрикового типа подвешивают
или с помощью сплетенных канатов от верхней рамы из струк-
турированной стали, которая может быть частью строительной
конструкции (Конкенко), или с помощью стальных стержней
из пола монтированной структуры (СКО).
Этот механизм эксцентрикового типа удовлетворяет требо-
ваниям многодечности и он, практически, приводит в действие
до четырех параллельных дек одним механизмом.
Столы Вифлей. Одно время более 22 тыс. столов Вифлей
действовало во всем мире; и хотя сомнительно, что столько же
их действует в настоящее время, они составляют значитель-
ную часть производящихся столов.
303
Рис. 14.7. Графический анализ
приводного движения стола
Вифлей
Привод. Приводной механизм стола Вифлей (рис. 14.6)
состоит из эксцентрикового коленчатого вала 9, шатуна 4 и
двух коленчатых рычагов 5 и 3. Один рычаг 5 действует ме-
жду шатуном и шкивом 7, фиксированным в горизонтальной
плоскости, но вручную регулируемым в вертикальной плоско-
сти с помощью регулировочного винта 6. Рычаг 3 действует
между другой стороной шатуна и обоймой 2, который прикреп-
лен с помощью ударного стержня 8 и болтов к прямоугольной
деке стола.
Движение передается деке стола вращением кривошипа,
заставляющего шатун подниматься и опускаться и позволяю-
щего сгибаться двум рычагам, которые удерживаются вместе
с помощью пружины 1. Функция пружины заключается в том,
чтобы придать свободное движение механизму при прямом
ходе и чтобы поддержать самое низкое напряжение для вы-
полнения этого. Обратный ход (шатун опускается) полностью
осуществляется посредством рычагов, когда расстояние между
шкивом 7 и обоймой 2 увеличивается. Скорость деки стола
изменяется с длиной хода и скоростью коленчатого вала.
Графический анализ результирующего движения от меха-
низма и шатуна двойного рычага показан на рис. 14.7. Меха-
низм шатуна и рычага превращает вращательное движение
коленчатого вала и эксцентрика в горизонтальное движение
обоймы 2. Эксцентрик вращается от точки 1 к точке 8 на оди-
наковое расстояние с увеличением времени в одном обороте.
304
Можно заметить, что соответствующее перемещение обоймы 2
отличается при движении прямого хода (от точки 1 к 5) от
перемещения при движении обратного хода (от точки 5 к /).
Это является результатом более низких максимальной скоро-
сти и ускорения при движении прямого хода, чем при обрат-
ном, вызывающих асимметричное возвратно-поступательное
движение, требуемое для эффективного действия стола. В пер-
вых столах Вифлей [33, 35] применялось симметричное движе-
ние. В этом случае механизм не работает на обратном (холо-
стом) ходу и не только не дает эффективного обогащения по
сравнению с асимметричным движением, но и аппарат скло-
нен к механическому саморазрушению.
Длину хода можно просто регулировать изменением поло-
жения по вертикали шкива 7 (см. рис. 14.6) с помощью регу-
лировочного винта 6. Увеличение длины хода также слегка
увеличивает степень изменения ускорения, таким образом уве-
личивая общий поток частиц вниз деки.
Уклон поддеки. Наклонная поддека (или ее эквива-
лент) необходима для изменения бокового наклона верха
стола. Дека опирается на четыре вертикальных железных ко-
ромысла (балансира), которые стоят на двух наклонных бал-
ках. Эти балки опираются на два стула (рельсовая подушка),
которые закреплены болтами к опорной балке. Наклонные
балки можно регулировать вручную до некоторого требуемого
уклона. Когда питание меняется, наклон деки следует регу-
лировать таким образом, чтобы линия разделения концен-
трата захватывала линию, соответствующую тонким концам
рифлей.
В некоторых моделях рукоятка шатуна заменена горизон-
тальными листовыми пружинами (рессорой) для упрощения
поддеки.
Стол Холмана (Джеймс). Стол Холмана, или Джеймс, был
разработан в Корнуолле в начале этого века и его основное
применение — оловянная или подобная промышленность. Он
не нашел широкого применения в угольной промышленности.
Привод. Из механических (шатун и рычаг) типов приво-
дов, привод стола Холмана, вероятно, наиболее сложный
(рис. 14.8).
Он состоит из эксцентрикового коленчатого вала 5, опи-
рающегося на кулачковый рычаг 7, который вращается на оси
а и поддерживает контакт с кулачком, главным образом, по-
средством внутренней пружины 6. Движение кулачка 7 пере-
дается на вращающееся коромысло 10 посредством двух рыча-
гов 8 и 9. Короткий рычаг 8 действует между точкой вращения
(осью) b на кулачке 7 и точкой вращения с на регулирующем
рычажном гнезде 4, вращающемся вокруг точки е. Длинный
рычаг 9 действует между точками вращения d и f на рычаж-
305
Рис. 14.8. Приводной ме-
ханизм стола Холмана
Рис. 14.9. Графический
анализ движения стола
Холмана:
А — конец прямого хода
ном гнезде 4 держателя и вращающемся коромысле 10. Коро-
мысло 10, вращающееся вокруг точки g, действует против хо-
довой пружины 2 через обойму 1, прикрепленную болтами
к диагональной деке стола.
Двойные рычаги и регулируемое (с помощью механизма 3)
рычажное гнездо — эффективное средство изменения длины
хода стола. Длина хода устанавливается изменением места
точки вращения d длинного рычага, так как длина хода явля-
ется функцией отношения расстояния от точки вращения е до
точек вращения с и d двух рычагов. Для облегчения понима-
ния механизма движения привода Холмана можно представить
себе один рычаг, протянутый от кулачка 7 непосредственно
к коромыслу 10.
Ходовая пружина 2 принимает напряжение на рычаги во
время прямого хода стола, в то время как обратный ход осу-
ществляется посредством рычагов, передающих движение вра-
щающегося кулачка. Графический анализ движения стола
Холмана показан на рис. 14.9. Из всех механизмов шатунного
и рычажного типов Холман наиболее близко приближается
к идеальному волновому движению. Различие в скорости пря-
мого и обратного ходов довольно заметно, и при ходе той же
306
Рис. 14.10. Крепление стола Холмана (а) и передаваемое деке движение (б):
.1 — дека стола; 2 — стойка; 3 — основание стола
длины частица будет двигаться значительно дальше вдоль
деки стола, чем на других столах. Однако обычно более корот-
кий ход применяется для стола Холмана, особенно, когда он
применяется для перечистки.
Механизм Холмана уникален тем, что, даже если асиммет-
ричное движение хорошо обозначено, движение реверсивное.
«Бег» шламового стола «назад» обычно увеличивает степень
’Обогащения при потере извлечения. Это происходит в большей
степени благодаря подвешиванию деки.
Подрама. Поддека стола Холмана регулируется в мень-
ших пределах, чем у других столов, хотя в аппарате приме-
нена двойная клиновая система для наклона.
Дека прикреплена к подраме с помощью 42 деревянных и
брезентовых дечных держателей (подпорок), которые встают
вертикально при окончании прямого хода и наклоняются на-
зад при окончании обратного хода (рис. 14.10). Действие этих
подпорок заключается в придании небольшой вертикальной
составляющей движению деки. При обычном рабочем ходе 8—
15 мм эта вертикальная составляющая равна 0,6—1,2 мм, что
является существенным по сравнению со средней крупностью
частиц, обрабатываемых на колеблющемся столе. «Качающее»
действие, таким образом, значительно усилено на столе Хол-
мана.
Наклон вертикальной составляющей является функцией
асимметричного движения. При обычном движении часть ци-
кла, в течение которого дека двигается вперед и вверх,
больше, чем период опускания. Это равнозначно длинному вса-
сывающему ходу отсадочной машины, усиленному просачива-
нию в промежутках и извлечению тонких частиц за рифлями
на песковой деке [22].
Если обрабатывается тонкий материал, то просачивание
в промежутках становится менее важным. Перемена направ-
ления движения на обратное пресекает подъем деки и, соот-
ветственно, просачивание в промежутках, усиливая механизм
стесненного осаждения.
307
Рис. 14.11. Приводной меха-
низм многодечного стола
Конкенко:
1 — высокоскоростной контргруз;
2 — низкоскоростной контргруз;
3 — втулка-груз, регулирующая
ход
Эта вертикальная составляющая также усиливает горизон-
тальное движение частиц, так как они удерживаются декой
в течение прямого хода, но свободны при обратном ходе.
Многодечный стол Конкенко широко распространен как
в угольной промышленности, где дека имеет размеры больше
обычного и складывается в две высоты (77 или 88), так и
в рудной промышленности, где складывается в три высоты
(666 или 999).
Привод. Привод для различных моделей идентичен. Ме-
ханизм асимметричного движения развивается под действием
вращающегося эксцентрикового груза скорее, чем под дей-
ствием шатуна и коленчатого рычага (рис. 14.11). Четыре па-
раллельных вала, каждый несет пару эксцентриковых грузов,
два больших и два маленьких, так размещенных на своих ва-
лах, чтобы они не мешали друг другу при вращении. Четыре
вала приводятся в движение вместе таким образом, чтобы два
маленьких эксцентрика, выровненные по вертикали относи-
тельно друг друга, давали точно двойную скорость больших
эксцентриков, также выровненных по вертикали.
Приспособления таким образом сцеплены и рассчитаны по
времени, что при каждом обороте низкоскоростного вала боль-
шие эксцентриковые грузы располагаются по горизонтали
вправо — ближе к приводному концу, а меньшие эксцентрико-
вые грузы двух высокоскоростных валов располагаются по го-
ризонтали влево — дальше от приводных концов. Зависимость
между массой и эксцентриситетом больших и маленьких гру-
зов такова, что маленькие грузы, действующие с двойной ско-
ростью больших грузов, производят центробежные силы, рав-
ные центробежным силам больших грузов.
308
•А А-
‘1А,А А ДА
. . Т В . | В Время
Рис. 14.12. Цикл дифферен-
цированного движения сто-
ла Конкенко:
Л — конец прямого хода; В —
конец обратного хода
При таком расположении все центробежные силы в верти-
кальной плоскости противопоставлены друг другу и погаша-
ются, таким образом, не наблюдается вертикального движения
и нет удара на основание. В горизонтальной плоскости центро-
бежные силы развиваются под действием высокоскоростных
грузов или работы с или против сил, развиваемых низко-
скоростными грузами в течение каждых двух оборотов высо-
коскоростных грузов и одного оборота низкоскоростных
грузов.
Результирующие силы, развиваемые в приводе посредством
вращающихся грузов, по мере того как они переменно проти-
востоят друг другу или объединяются в горизонтальной пло-
скости, являются прямолинейными и ускоряют подвешенную
массу стола назад и вперед с дифференцированным движе-
нием. Действительный цикл движения действующего стола по-
казан на рис. 14.12.
Длина хода, производимого этим движением, прямо про-
порциональна массе грузов и их эксцентриситету, но не зави-
сит от частоты вращения. Чем больше грузы, тем больше сила
и ускорение, которые они производят, и тем длиннее получа-
ется ход. Длину хода можно регулировать, изменяя втулку-
груз, вмонтированную в эксцентрик. Однако трудность такого
регулирования обычно предотвращает такое изменение, за
исключением случаев особой важности.
Другие столы. Вероятно, наиболее важным из неописанных
выше является супермощный однодечный стол Дайстера. Он
имеет диагональную деку и механический привод. В отличие
от механизма стола Вифлей он имеет только один коленчатый
рычаг и различие между ускорением прямого и обратного хо-
дов несколько меньше, чем двухрычажного механизма Вифлей.
Следовательно, частицы двигаются вдоль стола не так бы-
стро, как на столе Вифлей. Частицы будут, однако, больше
развертываться веером на концентрационном столе Дайстера,
производя более широкую полосу концентрата, диагональная
дека компенсирует в результате более широкий веер пром-
продукта.
Столы Дайстера обычно используют для очистки грубых
концентратов, производимых на столах Конкенко.
Стол Плат-0 производится на западе США и сохраняет
некоторую популярность в Австралии. Он имеет прямоуголь-
ную деку подобно столу Вифлей. Контур деки довольно слож-
ный с различными плоскими возвышенностями, способствую-
30»
щими расхождению веера концентрата. Привод Плат-0 — про-
стой кулачок и коленчатый рычаг—можно рассматривать как
упрощенный вариант привода Холман.
Некоторые столы Плат-0 подвешивают на стальной кон-
струкции подобно столу Конкенко.
Другие столы, используемые в различных странах, вклю-
чают столы криволинейный, Скотт и Геркулес, последний при-
меняется как очистной стол для топкого вольфрама в Пана-
ску ейр а [24].
В СССР применяют столы как с прямоугольной декой с ме-
ханическим приводом (серия СКМ), так и многодечные диа-
гональные аппараты (серия СК.О) [4, 19]. Механизм столов
этой последней серии, который складывается до 6 в высоту,
подобен приводу Конкенко, трехгармоничный привод посто-
янно совершенствуется.
Одна из новых конструкций — стол ЯСК-1. Механический
привод связывает до трех прямоугольных дек различной
длины. Обрабатываемый материал подается через питатель
на верхнюю деку и затем течет от одной деки к другой. Каж-
дая дека имеет ширину 0,6 м, что дает общую эффективную
ширину трех дек 1,8 м, или ширину обычного стола. Установка
дает не только снижение площади пола на 60 %, но имеет
также более легкие и подвижные деки. Технологически она не
имеет соперников среди стандартных столов, однако механи-
чески более сложна.
Модификации качающихся столов. Были сделаны попытки
улучшить качающиеся столы добавлением особых средств
расширения постели.
Было исследовано [5] наложение высокочастотных низко-
амплитудных вибраций на деку стола для увеличения сдвига
(и силы Багнольда) и степени расслоения. Вибрация (сама)
транспортирует сухие, но не мокрые частицы и когда накла-
дывается постоянно на деку с высокой частотой (6 тыс. цик-
лов в 1 мин) полностью разрушает расслоение.
Позднее был разработан качающийся стол с пуль-
сирующей декой [27]. Он основан на обычном столе, но
с добавлением сквозь пористую деку вертикально пульсирую-
щей воды между рифлями. Фазированием накладываемых вер-
•тикальных пульсаций на продольный асимметричный цикл мо-
жно способствовать механизму расслоения и отсадки посред-
ством правильного расширения и дрейфа вперед ускоряемых
частиц. Этого достигают установлением вертикального всасы-
вающего хода, совпадающего с прямым ходом деки, и нагне-
тающего хода, совпадающего с обратным ходом деки. Так, при
прямом ходе постель сжата и частицы двигаются с декой, в то
время как при обратном ходе постель расширена, отсадка уси-
ливается и все частицы скользят, а не увлекаются назад.
310
Асимметричное движение не больше необходимого в данных
условиях и привод был упрощен для создания простого гар-
монического движения.
Общий результат этих воздействий заключается в увеличе-
нии производительности стола втрое и ускорении расслоения
и дрейфа вперед. При питании обычного качества действие
заключается в увеличении извлечения и общей эффективности
сепарации.
К сожалению, тонкие частицы имеют тенденцию блокиро-
вать отверстия в деке за очень ограниченное время, в связи
с чем произошел возврат к стандартному качающемуся столу
и разработка промышленных аппаратов этого типа была пре-
кращена.
Стол Холман-Ми чел был разработан для пленочной
флотации сульфидов на оловянных фабриках крупностью бо-
лее 50 мкм, которые другим способом трудны для извлечения,
например методом объемной флотации, обычно применяемой
[25, 30]. Стол Холман-Мичел — обычный песковый стол Хол-
мана с воздушными трубками, покрывающими половину его
площади. Струя воздуха из воздушных трубок ударяет о по-
верхность стола, таким образом, флотируя сульфиды к хвосто-
вой стороне.
Пленочная флотация применяется для извлечения сульфи-
дов в оловянной промышленности Юго-Восточной Азии, а также
имеет и другое применение.
Работа качающихся столов. На качающихся столах могут
быть разделены два минерала или вещества со значительным
различием в плотности. Если только критерий концентрации
не больше, чем 1,25, сепарация, зависящая от собственно
плотности, приведет в результате к неполному разделению; та-
ким является случай разделения промпродукта и хвостов. При
критерии концентрации 2,5 или больше быстрая эффективная
сепарация является относительно простой.
Однако там, где отмечается различие в форме частиц, мо-
жет быть достигнута сепарация, даже если критерий концен-
трации близок к 1.
Для качающихся столов характерно, что если поддержи-
ваются правильные условия работы, то эксплуатационные ха-
рактеристики стола превосходны и редко могут быть превы-
шены сепараторами другого типа; однако, если условия экс-
плуатации нарушаются, то эксплуатационные характеристики
стола являются, вероятно, настолько плохими, насколько они
были хорошими при благоприятных условиях [14]. Стол не
очень прост в эксплуатации, поэтому его эксплуатационные
характеристики могут быть или максимально хорошими или
экстремально плохими, что зависит от строгого соблюдения
правильных условий эксплуатации.
31В
’ТАБЛИЦА 14.1 « . if*
Параметры работы концентрацй<йшого стола ;
Машина Питание
Ход: длина и частота Наклон: боковой и продольный Форма рифлей Поверхность деки Характеристики твердого: крупность расход точка отсечения Характеристики пульпы: расход ' ' плотность промывная вода . ,
Параметры, касающиеся работы стола, показаны
в табл. 14.1.
Параметры машины. Конструкция и физические характери-
стики столов разных типов различны и могут проявляться
в различных оптимальных параметрах при индивидуальном
питании. Однако влияние различных параметров машины на
'единичный показатель обычно простое.
На качающемся столе различные машинные параметры,
которые используют для эффекта разрыхления постели (пер-
вичная функция), также используют в большей или меньшей
степени для транспортирования материала (вторичная функ-
ция) вдоль или поперек поверхности [32]. Максимизирующие
показатели разрыхления постели могут быть несовместимы
с транспортированием.
Качающиеся столы поэтому часто рассматривают как оп-
тимальные, когда достигнут наилучший компромисс между
первичной и вторичной функциями. Искусное равновесие, ча-
сто оцениваемое эмпирически, требуется для оптимизации за-
грузки стола. Поэтому относительно- небольшое число работ
по количественной оценке действия индивидуальных парамет-
ров на показатели аппарата выполнено, по крайней мере,
в последнее время. Учитывая важность качающихся столов
в гравитационном обогащении, этот недостаток количествен-
ных исследований удивляет.
Ход: амплитуда и частота. Амплитуда и частота
хода являются главными по важности как в механизме разрых-
ления постели и расслоении, так и в транспортировании ча-
стиц.
Действие хода на разрыхление и расслоение, независимо от
транспортирования частиц, может быть стимулировано про-
стым сужением желоба, представляющего собой проход ме-
жду двумя рифлями, и колебаниями в простом гармоническом
312
Рис. 14.13, Колеблющийся
желоб Кирчберга и Бер-
гера:
/ — подвижной каток; 2 — дере-
вянный желоб; 3— резиновый
стержень
движении. Это дает расслоение постели и горизонтальное дви-
жение, но не продвижение от одного конца желоба к другому
[3, 22]. Берд и Дэвис применяли желоба длиной 3,67 м, ши-
риной 25 мм и высотой 125 мм, когда проводили свои иссле-
дования на угле крупностью —5 мм, а аппараты Кирчверга и
Бергера были длиной 270 мм и шириной 50 мм (рис. 14.13).
Простое гармоническое движение без транспортирования
частиц дает в результате расслоение первоначально в соответ-
ствии с плотностью, а затем в соответствии с крупностью ча-
стиц [34, 42].
Используя частицы различной формы, размера и плотно-
сти, Кирчберг и Бергер определили амплитуду и частоту хода,
при которых постель начинает разрыхляться, а также опреде-
лили ускорение, при котором кусок соломы, вставленной вер-
тикально в плотную постель, упадет вследствие движения по-
стели. При исследуемых условиях минимальное ускорение,
требуемое для разрыхления постели, зависит от силы тяжести,
выше которой ускорение силы инерции изменяется и движе-
ние постели прекращается, чтобы следовать по желобу.
Затем Янс и Блэк [44] разработали свою теорию, основан-
ную скорее на суммарном расстоянии пути деки (2Хампли-
тудах частота), чем на ускорении.
Увеличенная подвижность деки, вызываемая увеличением
амплитуды, способствует рыхлению постели и, следовательно,
расслоению, избыточная частота приводит к противоположной
ситуации.
Обычно большая амплитуда при относительно низкой ско-
рости лучше для грубого питания, и наоборот — для тонкого
питания. Тонкие частицы имеют склонность, однажды входя
в контакт с декой, прилипать более крепко, чем грубые; мень-
шая амплитуда помогает преодолеть это. Поэтому нет твер-
дого правила; тщательный анализ данных, представленных
Таггартом [35], показывает колебание этой зависимости. Опти-
мальные условия могут быть хорошо определены только
в диапазоне.
Типичные показатели для переработки различных матери-
алов на колеблющемся столе приведены в табл. 14.2.
313
ТАБЛИЦА 14.2
Типичные рабочие ходы
Материал Длина, мм Частота, мии 1
Грубая руда 12-25 260—300
Тонкая руда 8—20 280—320
Уголь 20—35 260—285
Способность поддерживать эти параметры в течение ра-
боты является сущностью различия между типами столов. Ме-
ханизм Конкенко является таким, что изменение амплитуды
в больших пределах затруднено: ее обычно устанавливают за-
ранее на фабрике для конкретных целей и редко, если это во-
обще происходит, изменяют, если только не происходят круп-
ные изменения на фабрике. Механизм Холмана, наоборот,
легко позволяет менять этот параметр в процессе работы.
Строго визуальная интерпретация зависимости эффектив-
ности от амплитуды может ввести в заблуждение. Большая
амплитуда хода будет толкать полосу концентрата сильнее,
чем короткая; следовательно, полоса концентрата будет более
узкой при той же действительной скорости разгрузки. По этой
причине, очевидно, что для грубых операций идеален возможно
более длинный ход (больше производительность деки), в то
время как для очистных операций как можно более короткий
ход дает более широкую полосу концентрата и,следовательно,
благоприятную возможность для лучшего отсекания концент-
рата от промпродуктов.
Боковой и продольный уклон. Наклон, приданный
столу, только ограниченно влияет на механизм сепарации, осо-
бенно между рифлями. Эти параметры особенно влияют на
транспортирование частиц вдоль и поперек деки.
Большой наклон приводит к тому, что больше материала
разгружается вдоль хвостовой стороны; низкий продольный и
поперечный наклоны производят противоположное действие;
следовательно, если концентрат разгружается с хвостами, то
или возвышение, или боковой наклон, или оба должны быть
уменьшены; если хвосты разгружаются с концентратом, то
должна быть выполнена противоположная процедура.
Продольный наклон характеризует подъем деки, измерен-
ный вдоль линии движения от механизма к концентратному
концу. При умеренном наклоне, при котором частицы с боль-
шой плотностью поднимаются быстрее, чем частицы с низкой
плотностью, сепарация значительно улучшается. Минералы
с высокой плотностью вынуждены развертываться в мелкую
314 ... „ . ... .
широкую полосу, которая позволяет производить более точное
отсечение между концентратом, промпродуктом и хвостами.
Подъем конца изменяется при изменении крупности питания
и больше для грубого с повышенной плотностью питания.
Продольный наклон должен быть не больше, чем заостре-
ние рифлей, в противном случае имеется тенденция к тому,
что вода будет вытекать скорее по направлению к острию
рифлей, чем через них [36]. Соответствующий продольный на-
клон находят экспериментальным путем. Однажды определив,,
нет необходимости его изменять, если только не произойдут
значительные изменения в характеристиках руды. Когда отре-
гулирован продольный наклон, необходимо принять меры для
предотвращения горбов и прогибов в столе.
Боковой наклон, или поперечный уклон,— отклонение стола
от питающей стороны к хвостовой. Идеально боковой наклон
устанавливают как минимальный, при котором возможно до-
стичь хорошего распределения материала на деке. Увеличение-
транспортирующей мощности увеличением наклона повышает
производительность стола, а также экономит воду, но приво-
дит к сужению полос различных продуктов на концентратном
конце и затрудняет точное их отсекание. Это желательно в ос-
новной сепарации, при которой применяют крутой наклон и
минимальный расход воды, тогда как, если желанны чистые
продукты, как в перечистке, то предпочтительны меньший бо-
ковой наклон и больший расход воды.
Диапазон обоих бокового и продольного наклонов изме-
няется в зависимости от диапазона крупности питания.
Оба обычно устанавливаются чаще с помощью качественных
исследований, чем в результате детальных испытательных
работ. Типичные эксплуатационные диапазоны, приведен-
ные Дайстером в действующих руководствах, приведены
в табл. 14.3.
Тип рифлей на поверхности деки имеет три основные
функции: удерживать тяже-
лые частицы на деке; пере-
давать расслаивающее дей-
ствие деки пульпе как
можно более эффективно;
придавать поперечному по-
току определенную турбу-
лентность для классифика-
ции материала в простран-
стве между рифлями и вы-
мывания так полно, как это
возможно для тонких лег-
ких частиц, которые имеют
тенденцию захватываться
ТАБЛИЦА 14.3
Рекомендуемые наклоны
для концентрационных столов
Питание Наклон деки, мм/м
продоль- ный боковой
Пески: крупные 11—25 20—25
средние , 9—15 15—30
мелкие 2—9 8—20
Шламы > 1—7 4—12
315
Рис. 14.14. Типы рифлей на различных столах: / . • ; • >
а— стандартный Вифлей; б — грубый Конкенко; в — шламовый Холмана: 3—ставдавт*
ный СКМ-1; д — песковый Холмана ’
Ч .7
с крупными тяжелыми частицами. Различные системы рифлей
были испытаны в индивидуальных случаях, чтобы найти под-
ходящие условия для разделения данного питания.
Типы рифлей очень различаются у разных производителей
и в зависимости от цели применения; некоторые из наиболее
общих показаны на рис. 14.14.
Хотя и не регулируются оператором, большинство типов
рифлей являются достаточно гибкими, чтобы допускать неко-
торый выбор в соответствии с индивидуальными условиями.
Рифли должны быть достаточно глубокими со стороны
привода, чтобы позволить произойти расслоению и согласно
этому защитить частицы, которые осели. Увеличенная глубина
постели, полученная таким образом, не имеет значительного
влияния на производительность аппарата; наоборот, более вы-
сокое усилие требуется, чтобы поддержать постель во взве-
шенном состоянии [22], что может быть причиной уменьшения
эффективности. Глубина рифлей постепенно уменьшается по
направлению к концентратному концу с целью допустить по-
степенное выделение минералов легкой плотности в верхние
слои поперечно текущей смывной воды.
Рифли высокопроизводительных столов Вифлей и Дайстер
завершаются диагональной линией, проходящей от питающей
коробки к точке, образуемой углом между концентратным
концом и хвостовой стороной. Это приводит к расслоению по-
зади рифлей, за которым следует пленочная концентрация
в гладкой части.
При крупном питании и высокой производительности мел-
кие рифли простираются дальше вверх концентратного конца,
что способствует концентрации грубого концентрата за ними.
Боковой наклон должен быть увеличен, чтобы транспортиро-
вать легкие материалы к хвостовой стороне.
Частично рифленые деки наиболее подходящи для обра-
ботки природно или искусственно классифицированного пита-
316
яия и для перечистки; полностью рифленые деки более подхо-
дящи для обработки классифицированного по крупности пи-
тания.
Поверхность деки. Для покрытия деки используют
различные материалы. Независимо от вида они должны иметь
собственно удерживающее действие и быть непроницаемыми
для воды. Обычно используют следующие материалы: лино-
t .леум, натуральную или искусственную резину, уретан, пропи-
I тайный цирконом уретан и фиброглас.
I В то же время, для песковых столов материал, используе-
| мый для покрытия деки, должен быть выбран только по ха-
I рактеристике износа; выбор поверхности становится особенно
I важным, когда обрабатываются тонкие частицы. Более под-
I робно материалы для покрытия деки рассмотрены в гл. 16.
[ Характеристики твердого. Диапазон крупности ма-
I- териала, который может быть обработан на качающихся сто-
; лах, значителен; обработка материала всего диапазона на од-
ном столе, однако, не рекомендуется.
Верхний предел крупности, который может быть эффек-
тивно обработан на качающемся столе, зависит от материала.
Если перерабатывают руды, то крупность может быть порядка
-3 мм, хотя полностью рифленные столы способны иногда раз-
I делять частицы крупностью до 9 мм. Большинство установок,
I действующих в настоящее время, не способны разделять ма-
I терн алы крупнее 2 мм.
I Обогащение углей крупностью 15 мм часто производят на
I столах [11], хотя может быть эффективной и сепарация такого
I крупного угля, как 30 мм. Однако для такого крупного мате-
I риала применяется другое более мощное оборудование.
I Минимальная крупность частиц, которые могут быть эф-
I фективно обработаны на столах, зависит от расхода попереч-
| ной воды и движения стола, но она должна быть достаточной,
| чтобы частицы оседали в постели, образуя концентрат.
|. Имеется также зависимость между диапазоном крупности
| .перерабатываемого на столе питания и содержанием ультра-
I тонких частиц. Хотя Терри [36] указывал нижний предел круп-
| ности питания, эффективно приготовленного, 40 мкм, многие
столы работают чрезвычайно эффективно на питании тоньше,
чем 20 мкм, особенно, если обрабатываются руды с высокой
плотностью частиц, такие как касситерит [7], вольфрамит [9]
или железные руды [10] (рис. 14.15).
Минимальная крупность частиц, которые могут быть обра-
ботаны в промышленных условиях, может быть вычислена те-
оретически (см. гл. 6).
Подготовка питания. Имеется много дискуссий об
относительных достоинствах разных методов подготовки пита-
ния. Питание столов может быть: природным; рассортирован-
317
Рис. 14.16. Распределение тяже-
лых и легких частиц за рифлями
при простом гармоническом дви-
жении и отсутствии промывной
воды [3]:
/ — легкие частицы; //—«средняя»
линия; /// — тяжелые частицы
Крупность, мкм
Рис. 14.15. Зависимость извлече-
ния от крупности типичных мине-
ралов на качающемся столе:
/ — вольфрамит; 2 — касситерит; 3 —
железная руда
ным по крупности; гидравлически классифицированным; про-
дуктом операции первичного обогащения.
Частицы, подвергаемые концентрации в тонком слое, рас-
пределяются вниз по потоку в следующем порядке: тонкие тя-
желые, крупные тяжелые, тонкие легкие и крупные легкие.
Это диаметрально противоположно порядку частиц, осаждае-
мых в жидкости, например при классификации. Классифика-
ция поэтому должна казаться оптимальной подготовкой пита-
ния. Однако необходимо помнить, что в колеблющихся столах
действие гладкого тонкого слоя ограничивается малой частью
деки.
Большая часть деки покрыта рифлями, за которыми, как
было показано [3], расслоение является, главным образом,
функцией плотности, а крупность частиц только вторична по
важности (рис. 14.16).
Если питание имеет большой диапазон крупности и не
классифицировано, то имеются ограничения свободы. Высокая
турбулентность требуется для движения крупных частиц попе-
рек рифлей, приводящая в таких случаях к тому, что очень
тонкий материал выносится в хвосты.
Переработка простых руд или питания, где имеется боль-
шое различие в плотности между тяжелыми и легкими части-
цами и где мало или не встречаются промпродукты, может
в некоторых случаях проводиться без подготовки питания.
Однако в основном переработка природных руд на столах
без подготовки питания устарела; если ее нет, то следует
ввести.
Даже для основных операций, где качество концентрата
менее важно, чем извлечение ценного, рекомендуется некото-
рая подготовка питания. Она может состоять просто из эффек-
318
F
“ дивного обесшламливания, допускающего низкокачественную
основную концентрацию с последующей эффективной класси-
фикацией перед перечисткой [8, 35].
Для оптимальной работы стола, когда одинаково важны
|как качество концентрата, так и извлечение, ценным является
эффективная подготовка питания. Должно ли быть питание
классифицировано на грохоте или гидравлическим путем яв-
ляется менее определенным; это зависит в некоторой степени
от типа применяемого стола.
Ричард проливает некоторый свет на эту дискуссию, вы-
полнив подробные исследования по распределению продуктов
на столе Вифлей [33]. Он использовал искусственную смесь
кварца и галенита, исследуя распределение частиц, как пока-
зано на рис. 14.4, а.
Конечно, на основе этой работы, классифицированное пи-
тание, которое объединяет тонкие тяжелые и крупные легкие
частицы, должно быть предпочтительным. Необходимо при-
знать, однако, что характер осаждения на деке редко имеет
такую идеальную форму [26].
Это возможно, в большей степени, благодаря тому факту,
что ни классификация, ни рассеивание недостаточно эффек-
тивны для создания четко разделенных полос в очищающей
зоне стола. Частично совпадающие материалы удаляются как
промпродукты, естественные отложения на столе позволяют
тонким частицам низкой плотности смешиваться с крупными
зернами высокой плотности. Это дает в результате или низко-
качественный концентрат, или включение некоторых крупных
с высокой плотностью зерен в промпродукт.
Переработка рассеянного материала на полностью рифле-
|ных столах, особенно в основных циклах, не является редкой
[6, 15]. Однако, в то время как классификация по крупности
на грохотах очень эффективна для крупных частиц
( + 250 мкм), имеются некоторые грохоты, которые могут эф-
фективно или экономично рассеивать частицы меньшей круп-
ности. В гл. 8 более подробно рассмотрены некоторые аппа-
раты для подготовки питания.
Следовательно, классификацию можно признать наиболее
эффективным методом ограничения крупности материала для
эффективного разделения на столах. Хорошая классификация
будет неизменно оптимизировать действие качающихся столов,
особенно, если требуется высокое извлечение из трудных руд
с благоприятным содержанием промпродукта. Плохая класси-
фикация может быть, наоборот, вредной.
Большинство оловообогатительных фабрик в Корнуолле
[31] и в других местах используют исключительно гидроклас-
сификацию для подготовки питания. Число различных фрак-
ций, в которые обесшламленное питание необходимо разделить,
319
ТАБЛИЦА 14.4
Сравнительные показатели переработки на столе бедной танталовой руды при
питании, подготовленном различными методами
Метод подготовки питания Содержание в концентрате Та2О5, % Извлечение, %
Естественное питание 0,522 69,9
Только обесшламливание 0,648 76,9
Обесшламливание и рассеивание 0,695 77,6
Обесшламливание и гндроклассификация 0,723 79,8
до некоторой степени, зависит от диапазона крупности и при-
роды питания стола. Иногда делаются попытки производить
продукты различной крупности для питания каждого стола,
однако это чересчур сложно. Действительной целью классифи-
кации должно быть производство стольких различных продук-
тов, сколько возможно совместить с оптимальной последующей
концентрацией; редко выгодно разделять питание столов бо-
лее, чем на пять или шесть различных классов крупности.
Относительные достоинства подготовки питания были изу-
чены на одной бедной труднообогатимой руде. Руда, измель-
ченная до свободных зерен крупностью 0,5 мм в замкнутом
цикле с грохотом, была подготовлена для обогащения на столе
следующим образом:
а) не приготовлена — материал крупностью —500+0 мкм
перерабатывался параллельно;
б) обесшламливание в циклонах по граничной крупности
40 мкм, класс —500 + 40 мкм перерабатывался на столе, класс
—40 мкм — на другом оборудовании;
в) обесшламленное питание рассеивалось на грохоте по
граничной крупности 150 мкм, надрешетный и подрешетный
продукты перерабатывались раздельно, шламы—по схеме «б»;
г) обесшламленное питание подвергалось гидравлической
классификации на четыре фракции, которые раздельно пере-
рабатывались на столах, шламы — по схеме «б».
Сравнительные данные приведены в табл. 14.4. Преимуще-
ство классификации, по крайней мере, для этого материала
питания очевидно.
Переработку угля на качающихся столах часто проводят
на материале, где удаляются только чрезмерно крупные куски
[И], так как критерий концентрации высокий (более 3) и ма-
ленький, если промпродукт легкий. Такая практика является
экономичной. Небольшое снижение эффективности стола
в этом случае будет более чем компенсироваться простотой
цикла и дешевизной эксплуатации.
320
ТАБЛИЦА 14.5
Приблизительная производительность
качающегося стола
Диапазон крупности частиц, мм Производительность, т/ч
—750+250 1,5—3
—400+150 1—2
—200+75 0,5—1
— 100+40 0,2—0,5
'“100 200 300 000 so о |
Скорость подачи питания, кг/ч®
Рис. 14.17. Влияние скорости подачи
питания на сепарацию тонкого олова
на столе Холмана [4]
Производительность качающегося стола определяется
скоростью отделения ценных продуктов от пустой породы и
скоростью удаления сепарированного материала с деки.
Скорость сепарации частиц является функцией критерия
концентрации, относительной крупности ценных частиц и пу-
стой породы и степени использования. Чем выше критерий
концентрации, тем быстрее сепарация и выше производитель-
ность. Надлежащим образом подготовленное питание, где тон-
кие тяжелые частицы способны проникать между крупной пу-
стой породой, ускоряет сепарацию частиц.
Крупные частицы могут быть более эффективно сепариро-
ваны при длинном ходе, чем тонкие частицы. Удаление сепа-
рированных продуктов с деки, следовательно, происходит бы-
стрее и производительность стола увеличивается.
Табл. 14.5 является приблизительным «чисто практическим
методом» определения производительности качающегося стола
по отношению к сепарации двух свободных минералов с кри-
терием концентрации 2,5 или больше.
Избыток расхода питания значительно уменьшает эффек-
тивность стола (рис. 14.17) [4].
Точка отсечения между концентратом и промпродук-
том постоянно регулируется скользящим отсекателем у раз-
грузочного конца. В грубых целях достаточно установить от-
секатель концентрата от промпродукта таким образом, чтобы
небольшие изменения расхода питания, плотности или каче-
ства, которые вызывают блуждание полосы, были допустимы
без изменения каких-либо параметров. Отсекание зависит от
искусства обслуживания оператором столов — один оператор
может легко обслуживать до 50 столов.
Масса собираемого грубого концентрата различна, но при
соответствующей волне нагрузки имеется возможность питать
перечистные столы с постоянным расходом. На этих столах
отсекание между концентратом и промпродуктом более кри-
тично: несмотря на то, что оператор может быстро определить
11 Заказ № 1987 321
Концентрат /Посты
Пром,продукт
Рис. 14.18. Последовательное опробование про-
дуктов колеблющегося стола
точку отсечения, он способен поддерживать степень концент-
рации без больших трудностей.
В комплексных рудах, где содержание дополнительных
тяжелых минералов (ценных или нет) может быть очень значи-
тельно, необходимо проявлять заботу о положении этих отсе-
кателей, особенно, если промпродукты рециркулируют. Напри-
мер, часто необходимо отсечь турмалиновую полосу в концент-
рат, снижая качество; с другой стороны, турмалин может
образовать промпродукт и окончательно потопить ценные ком-
поненты. Это особенно опасно, если ценные минералы хрупкие
(такие, как касситерит) и таким образом вторичное измельче-
ние промпродуктов может быть причиной потерь ценного ком-
понента в тяжелых шламах, хотя турмалин упорно остается
той же крупности.
Некоторые попытки были сделаны для автоматизации от-
секания между концентратом и промпродуктом с использова-
нием двигающегося фотоэлектрического источника для опреде-
ления точки отсечения [28, 41]. Хотя Нэйр показал значитель-
ное увеличение извлечения при переработке очень бедной ура-
новой руды, но выгоду от установки так усложненной оснастки
приборами на верстаке колеблющегося стола трудно гаранти-
ровать по сравнению с трудностью сепарации.
Отсекание между промпродуктами и хвостами более трудно
для управления, так как качество материала по обеим сторо-
нам отсекателя похоже (рис. 14.18).
Заслуживает предостережения опрометчивое допущение:
отсечение крупного промпродукта для увеличения извлечения;
может быть необходимость в получении меньшего по коли-
честву промпродукта, особенно если это выразится в меньшей
нагрузке промпродуктового цикла.
Рис. 14.18 также иллюстрирует действие очень тонких ча-
стиц на столе: они будут течь прямо через деку пока не до-
322
стигнут передней стенки. Здесь, в частности, показано, что хво-
стовая полоса разделяется на две, бедная фракция направля-
ется в хвосты, а более богатая — повторно классифицируется и
дообогащается.
Характеристики жидкого. Одно из основных понятий для
эффективной работы стола — относительно однородный поток
пульпы и смывной воды на стол.
По мере того, как материал развертывается веером по
столу и покрывает большую часть деки, доля материала, раз-
гружаемого через концентратный конец, по отношению к ма-
териалу, разгружаемому через хвостовую сторону, меняется
в зависимости от изменения расхода жидкого, если остальные
условия остаются постоянными.
Полоса промпродуктов до некоторой степени компенсирует
незначительные изменения скорости потока. Увеличение рас-
хода питания или качества вызывает расширение промпродук-
товой полосы в сторону положения отсекателя концентрата.
Богатый промпродукт объединяется с концентратом, понижая
его качество. В то же время, потери более бедных промпродук-
тов с хвостами маловероятны, если только качество и расход
питания не увеличатся настолько сильно, что промпродуктовая
полоса расширится за положение отсекателя хвостов.
Плотность питания. Производительность стола при
исследованных условиях потока пульпы является функцией
плотности пульпы питания. Пульпу необходимо поддерживать
достаточно жидкой, чтобы допустить эффективное расслоение
и распространение между рифлями.
Оптимальная, или наивысшая, плотность пульпы, допуска-
ющая какую-либо сепарацию, может быть определена только
экспериментально.
Обычно требуемое содержание твердого при переработке
зернистых песков составляет менее 25%, в то время как для
шламов — 30 %.
Смывную воду необходимо применять в достаточных
количествах для образования свободно движущегося тонкого
слоя на деке глубиной, достаточной для покрытия самых круп-
ных частиц. Выше этого значения транспортирование матери-
ала может быть достигнуто или увеличением объема смывной
воды при том же наклоне, или увеличением ее скорости путем
увеличения бокового наклона. Увеличение транспортирующей
мощности увеличением бокового наклона уменьшает потреб-
ность в воде, но сужает полосы различных продуктов у кон-
центратного конца и затрудняет их точное разделение. Это до-
пустимо в основных операциях, но когда требуются чистые
продукты, как при перечистке, предпочтительнее больше воды.
Расход воды при переработке шламов исключительно высокий
вследствие того, что масса шлама на один стол низка, но
И* 323
определенный минимальный расход воды необходим для под-
держания однородного движущегося слоя потока, и тонкие ча-
стицы, которые крепко прилипают к гладкой поверхности деки,
требуют длительного промывания для их удаления. Важно
обеспечить, чтобы вода не прокладывала каналы поперек стола
и таким образом не мешала хорошему расслоению [35].
Ясно, что смывная вода должна быть чистой. При исполь-
зовании оборотной воды следует позаботиться о том, чтобы
она не содержала вредных шламов, так как они быстро нару-
шают эффективную работу стола.
Краткое изложение работы стола. Хотя нет твердых и по-
стоянных правил для управления столом, особенно когда по-
казатели стола плохие, можно дать следующие рекомендации
для правильной установки столов:
основные операции — больше воды, руды, больше уклон,
длиннее ход, полное рифление;
перечистные операции — меньше воды, руды, меньше на-
клон, короче ход, частичное рифление;
тонкое питание — меньше воды, меньше питания, больше
скорость, короче ход, низкие рифли;
крупное питание — больше воды, больше питания, меньше
скорость, длиннее ход, выше рифли.
Применение качающихся столов. Колеблющийся стол, ве-
роятно, самое гибкое из всего гравитационного оборудования.
Это один из немногих аппаратов, способных производить за
одно пропускание высококачественный концентрат и бедные
хвосты в очень широком диапазоне крупности частиц. Хотя
производительность единичного аппарата низка по сравнению
с более современным высокопроизводительным оборудованием,
описанным ранее, но высокая эффективность обеспечивает
главную роль качающихся столов, даже на современных гор-
ных предприятиях, как для первичного, так и для вторичного
обогащения.
Очистка угля. Самое большое применение только кача-
ющихся столов, особенно в Северной Америке, — очистка тон-
кого угля. Более 80 млн. т металлургического угля очищалось
в 1972 г. только в США [1]. Наиболее обычен здесь для очи-
стки угля стол Конкенко с двойной декой, который заменил од-
нодечный стол с целью экономии места.
Типичные данные по обогащению угля приведены в табл.
14.6 [И, 13, 38].
Переработка руды. До развития флотации качающи-
еся столы широко использовали для извлечения сульфидов ос-
новных металлов [35]. Однако в настоящее время столы имеют
только ограниченное применение для таких руд. Тем не менее,
качающиеся столы очень эффективно используют на некото-
рых современных фабриках для извлечения самородных ме-
324
ТАБЛИЦА 14.6 •
s. ' . . ,
Показатели работы качающихся столов при переработке угля в Северной Америке
Крупность питания, мм Зольность, % Эффектив- ность, %
Питание Уголь Отходы
—0,075 10,8 3,7 61,8 98,2
—94-0,075 20,1 4,6 75,6 97,3
—0,84-0,3 7,8 3,3 51,6 97,4
—0,154-0,075 10,2 6,0 66,2 96,4
таллов, например на медной фабрике «Афтон» в Британской
Колумбии, Канада [23].
Главное современное использование качающихся столов —
переработка оксидов металлов, таких как касситерит, олово,
тантал и ниобий, а также переработка промышленных минера-
лов и минеральных песков. Применение столов в этих опера-
циях рассматривается в соответствующих главах разд. III.
Качающиеся столы применяют как в качестве первичных
концентраторов, так и для переработки продуктов другого обо-
рудования для предварительного обогащения, особенно при
высокопроизводительной переработке бедных руд.
Типичное использование столов как первичных концентра-
торов— жильные или оловянные руды в Корнуолле [31], Боли-
вии [12] и в других местах, танталовые руды в Канаде [17] и
вольфрамовые руды [9, 24]. Использование столов как обору-
дования для повышения качества концентрата начинает посто-
янно расти. Концентраты среднего качества из винтовых сепа-
раторов обычно перечищают на качающихся столах [8, 40],
а также где предварительная концентрация проводится на сто-
лах Денвер Букман [9, 39].
Повышение качества продуктов отсадки аллювиальных и
жильных руд также обычно проводится на столах [20, 21, 43].
Позднее их применяли для окончательной очистки продуктов,
конуса Рейхерта [2, 29].
Колеблющиеся столы обычно применяют на обогатительных
шедах, где перерабатывают золотые россыпи как в СССР,
так и в Северной Америке [45], и для очистки шлака рафи-
нирования золота. Аналогично, австралийские золотые пески
часто окончательно перечищают с помощью такого оборудо-
вания.
Действительно, гибкость качающегося стола такова, что их
объединение с другими концентрационными гравитационными
аппаратами должно быть очень серьезно рассмотрено.
325
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Apian, F. F. (1975). The State of the Art and the Future of Gravity
Concentration. In Somasundaran P. and Fuerstenau D. W. (Eds.) Research
Needs in Mineral Processing Nat. Sci. Found’n New York 193 pp.
2. Bazzanella, F. L. and Weyler, D. A. (1978). Examples of Gravity Con-
centration Flowsheets. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.) Mineral
Processing Plant Design. Am. Inst. Min. Eng. 427—444.
3. Bird, В. M. and Davis, H. S. (1929). The Role of Stratification in
the Separation of Coal and Refuse on a Coal Washing Table. U. S. В. M.
Report of Investigations No. 2950.
4. Справочник по обогащению руд. Основные процессы/Под ред.
О. С. Богданова. М., Недра, 1983.
5. Bruhl, Р. Т„ Rudolph, Е. R. and Taverner, L. (1948). The Application
of Small Amplitude Hign Frequency Vibratory Motion to Certain Types of
ore Dressing Equipment. J. Chem. Met. Min. Soc. S. Africa No. 48 343—63.
6. Burt, R. 0. (1970). Mineral Recovery from the Red River Valley,
Cornwall. Cornish Inst. Eng. XXV (New Series) 42—60.
7. Burt, R.\O. (1975). Development of the Barties Crossbelt Concentra-
tor for the Gravity Concentration of Fines. Int. J. Min. Proc. 2 219—234.
8. Burt, R. O. (1979). Tantalum Mining Corporation’s Gravity Concentra-
tor— Recent Developments. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. Sept. 103—8.
9. Chaston, I. R. M. (1962). Gravity Concentration of Fine Cassiterite.
Trans. Inst. Min. and Metall. 71 (Jan.) 215—225.
10. Chong, S. P. (1978). Gravity Concentration Successfully treats Iron
Ore Fines at Carol Lake. Min., Eng. Dec. 1639—1643.
11. Copeland, A. E., Haynes, G. N. and Porterfield, C. W. (1960). Fine
Coal Cleaning with Tables. Min. Congress J. 46.
12. de la Fuente (1982). Treatment Practices of Bolivian Tin Ores. Semi-
nar on Beneficiation of Tin and Assoc. Miner. SEATRAD Bangkok 31 pp.
13. Deurbrouck, A. W. and Palowitch, E. R. (1963). Performance Charac-
teristics of Coal Washing Equipment: Shaking Tables. USBM Report on In-
vestigations 6239.
14. Deurbrouck, A. W. and Palowitch, E. R. (1968). Wet Concentrating
Tables. In Leonard J. W. and Mitchell D. R. (Eds.) Coal Preparation 3rd
Edn. Am. Inst. Min. Eng. 10—32 to 10—58.
15. Dunkin, H. H. (1953). Ore Dressing Methods in Australia and adja-
cent Territories. 5th Emp. Min. and Met. Cong. Ill (Processing).
16. Fahrenwald, A. W. (1926). The Theory of Stratification and its Ap-
plication in Ore Dressing. Min. and Met. Vol. 7 Oct. p. 437.
17. Flemming, I., Mills, C. and Burt, R. O. (1982). Tanco’s Rare Metal
Concentrator. Can. Min. J. March.
18. Gaudin, A. M. (1939). Principles of Mineral Dressing. McGraw-Hill —
New York.
19. Gulyaikhin, E. V., Kotlyarov, V. G., Eropkin, Yu. I., Pieskov, V. V.,
and Novikov, Ya. V. (1979), Research and Practice of Integrated Raw Ma-
terial Treatment in Processing Complex Sulphide-tin Ores. Thirteenth Int.
Min. Proc. Cong. Warsaw 1744—1763.
20. Hasbi Hassan, A. (1982). Recovery of By-Product Minerals from the
Malaysian Tin Mining Industry. Seminar on Beneficiation of Tin and Asso-
ciated Minerals. Bangkok. 23 pp.
21. lackson, D. (1977). New Plants move IMCO Services into Front
Ranks of Nevada Barite Producers. Eng. and Min. J. July.
22. Kirchberg, H. and Berger, N. (1960). Study of the Operation of Sha-
king Tables. 5th Int. Min. Proc. Cone. London 537—51.
23. Lovering, I. and Allen, M. (1979). The Afton Concentrator. Proc.
11th Ann. Mtg. Can. Min. Proc. 47—60.
24. McNeil, M. (1982). Panasqueira — the largest Mine in Portugal,
World Min. Dec. 52—55.
326
25. Michell, F. В. (1945). Table Flotation. Min. Mag. 73 329—37.
26. Michell, F. B. and Osborne, D. G. (1975). Gravity Concentration in
Modern Mineral Processing. Chem. and Ind. 58. Jan.
27. Muller, L. D., Sayles, С. P. and Mazie у, R. H. (1967). A Pulsed
Deck Gravity Concentrator and Comparative Performance Analysis. 7th Int.
Min. Proc. Cong. New York 63—74.
28. Nair, 1. S., Degaleeson, S. N. and Majumdar, K. K. (1974). Automa-
tic Splitter for Wet Tabling of Radioactive Ores. Trans. Inst. Min. and Me-
tall. 83 June C121—123.
29. Nel, V. (1972). Palabora’s new Heavy Minerals Plant adds Uranium
to the Recovery List, Eng. and Min. J. 173 (11).
30. O’Keefe, J. H. (1960). The Introduction of Flotation at South Crofty.
Trans. Cornish Inst. Eng. 16 54—65.
31. Osborne, D. G. (1973). Mineral Processing in Cornwall. Min. Mag,
128.
32. Parks, G. A. (1975). Discussion on the State of the Art and the Fu-
ture of Gravity Concentration by Apian. In Somasundaran, P. and Fuerste-
nau, D. W. (Eds.). Research Needs in Mineral Processing Nat. Sci. Found’n
New York 193 pp.
33. Richards, R. H. and Locke, S. B. (1940). Textbook of Mineral Dres-
sing. McGraw-EIill, New York. Chapter 12.
34. Romischer, IF. M. (1926). Classification and Stratification of Wa-
shington coal. Univ, of Washington Thesis (Unpub.)
35. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing. Willey, New
Y'ork Section 11.
36. Terry, R. L. (1974). Minerals Concentration by Wet Tabling. Mineral
Processing 15—14.
37. Tiernon, С. H. (1973). Production of Low-ash Coking Coal by Tab-
ling with Special Reference to U. S. Practice. Bull. Can. Inst. Min. and
Metall. 66 (732) 84—91.
38. Tiernon, С. H. (1980). Concentrating Tables for Fine Coal Cleaning.
Min. Eng. 32 1228.
39. Thunaes, A and Spedden, H. R. (1950). An Improved Method of
Gravitv Concentration in the Fine Size Range. Trans. Am. Inst. Min. Eng.
187 879—882.
40. Wells, D. T. and Elliot, A. J. (1982). Mill Modifications at South
Crofty Ltd. improve Throughput and Recovery. XIV Inter. Miner. Proc. Cong.
Toronto, Ont. Paper VI-4 18 pp.
41. Welsh, R. and Deurbrouck, A. (1972). Photo-electric Concentrator
for the Wet Concentrating Table. U. S. В. M. Report on Investigations.
7623.
42. Wiard, E. S. (1915). Theory and Practice of Ore Dressing. McGraw-
Hill, New York. 362—368.
43. Williams, F. A. (1957). Performance Analyses of Screens, Hydrocyc-
lones, Jigs and Tables used in Recovering Heavy Accessory Minerals from
an Intensely Decomposed Granite on the Jos Plateau, Nigeria. Trans. Inst
Min. and Metall. 66 89—108.
44. Yancey, H. F. and Black, C. G. (1931). The Effect of Certain Ope-
rating Variables on the Efficiency of a Coal Washing Table. U. S. В. M.
Report of Investigations. 3111.
45. Обогащение золотосодержащих песков и конгломератов/О. В. Замя-
тин, А. Г. Лопатин, Н. П. Санникова, А. Д. Чугунов. М„ Недра, 1975.
Глава 15 .. •.
ИЗВЛЕЧЕНИЕ ТОНКИХ ЧАСТИЦ ' '
В данной главе рассмотрено гравитационное обогащение
тонких частиц, в том числе мельче 75 мкм. Материал крупнее
75 мкм может быть успешно извлечен на высокопроизводитель-
ных аппаратах, описанных в предыдущих главах; хотя нижняя
граница крупности частиц для этих аппаратов может быть ниже
75 мкм, извлечение обычно не очень высокое.
На многих гравитационных фабриках, перерабатывающих
малоценные материалы, не устанавливают специального обору-
дования для извлечения тонких частиц. Обогащение тонкого
материала гравитационными методами в настоящее время
обычно ограничивается извлечением высокоценных оксидов ме-
таллов или других минералов, экономически неизвлекаемых
другими процессами, таких как колумбит, танталит, олово,
вольфрам, а также некоторые хромовые руды и свободно из-
мельченные золотые руды [54].
В россыпных рудах доля ценного компонента крупностью
—75 мкм обычно относительно низка вследствие природных
сортировочных процессов при их отложении, поэтому получе-
ние мелкого гравитационного концентрата обычно экономиче-
ски невыгодно. В то же время при переработке жильных руд
обычно наблюдается значительное содержание ценного компо-
нента мельче 75 мкм или вследствие тонкой свободной вкрап-
ленности, или вследствие присущей рыхлости содержащихся
ценных минералов.
Хотя обычно секция фабрики, в которой извлекают тонкие
частицы, называется «шламовой фабрикой», эта терминология,
в лучшем случае, двусмысленна или, в худшем случае, вводит
в заблуждение [12]. «Шламы» — термин, применяемый к мате-
риалу слишком тонкому, чтобы быть переработанным любым
рассматриваемым процессом, и потому пропускаемому в дру-
гую стадию, а также к материалу настолько тонкому, что он
ведет себя как коллоидный [65].
Поэтому в данной главе будем использовать термин «извле-
чение тонких частиц» для обозначения переработки частиц
в основном мельче 75 мкм.
Проблемы извлечения тонких частиц. Переработка тонких
частиц ставит различные проблемы перед инженерами-обогати-
телями. Качество руды ухудшается, следовательно, необходимо
измельчать все больше и больше руды для достижения неко-
торого увеличения продукции. Тесно связана с проблемой ухуд-
шения качества более серьезная проблема уменьшения размера
освобождения минералов внутри рудного тела [58].
Содержание тонкого в рудах будет скорее увеличиваться,
чем уменьшаться. Некоторые минералы, особенно касситерит,
328
извлекаются в больших количествах из аллювиальных место-
рождений Юго-Восточной Азии. Однако качество аллювиаль-
ных руд начинает быстро ухудшаться. Естественный переход от
разработки аллювиальных руд к россыпным будет увеличивать
количество тонкого касситерита, требующего переработки. Эф-
фективная переработка таких тонких руд становится более важ-
ной для всей отрасли.
Извлечение тонких частиц, по существу, менее эффективно,
чем извлечение крупного материала. По мере измельчения час-
тиц, их удельная масса уменьшается, а удельная площадь по-
верхности увеличивается. Например, если одну частицу объе-
мом 1 см3 измельчить до размера частиц 1 мкм, то каждая час-
тица будет весить только 1 • 10~12 от первоначального объема,
в то время как общая площадь поверхности увеличится в I08
раз.
Для самых известных процессов, включая гравитационное
обогащение, флотацию, магнитную сепарацию и т. д., имеется
минимальная крупность частиц, которые могут быть эффективно
извлечены. В некоторых случаях, таких как флотация фосфа-
тов, это могут быть такие крупные частицы как 100 мкм; од-
нако более обычен диапазон минимальной крупности 3—10 мкм.
На современном гравитационном оборудовании был показан
нижний предел обогащения 5 мкм [45].
Несколько важных международных симпозиумов в послед-
ние годы было посвящено проблемам извлечения тонких частиц
с помощью различной техники [59].
Трудности, присущие извлечению очень тонких частиц гра-
витацией, приводят к развитию и во многих случаях к уста-
рению широкого и более разнообразного оборудования, чем для
частиц другого диапазона крупности. Рис. 15.1 показывает это
разнообразие оборудования, а также время его действия и
разработки. Главные современные разработки находятся в цен-
тре внимания. Таблица разделена на стационарное оборудова-
ние и оборудование с подвижной постелью; последнее подраз-
делено по типам приводного механизма: периодические, неуп-
равляемые и орбитальные.
Концентраторы с неподвижной декой. По мере того, как
тонкий слой жидкости течет по плоской поверхности, ее ско-
рость увеличивается с расстоянием от поверхности. Это явле-
ние— основа принципа концентрации в тонком потоке, рас-
смотренном подробно в гл. 6, и это — один из двух механизмов,
на которых основано гравитационное обогащение.
Самое раннее оборудование, применяющее этот принцип,
был наклонный прямоугольный стол. Наклонные
столы были обычными около 400 лет тому назад [1]; позднее
форма стола была изменена на широкоугольный выпуклый ко-
нус с вертикальной осью и центральной подачей питающей
329
I — оборудование с неподвижной декой: 1 — наклонный стол; 2 — круглый стол; 3 —
круглый рамочный стол Фрам; 4— концентратор Стрэк; 5 —рубчатый стол; 6—кон-
центратор Мак Келли; 7 — наклонный рамочный стол Денвер Букман; II — аппараты
с подвижной постелью; а — периодического сдвига; 8— ваннеры; 9 — качающийся стол;
10— аппарат Кюве; 11 — сотрясательно-качающийся ваннер; 12— сдвоенный концент-
ратор GEC; б — сдвигающие усилия в одном направлении; 13 — бесконечный ленточ-
ный концентратор; 14 — Джонсон Баррел; 15 — сепаратор Хадсон; 16 — вращающийся
конусный сепаратор; в — орбитальный сдвиг,; 17 — качающийся винтовой сепаратор;
18 — сепаратор Бартлез-Мозли; 19 — ленточный концентратор Бартлез
пульпы. Действие наклонного стола было простым: «Питаю-
щий материал течет через него и вниз по дну стола, где рас-
слаивается на слои, глубина которых постепенно увеличивается
по мере того, как стол наполняется. Самые богатые частицы
оседают первыми близко к центру, менее богатые частицы про-
ходят несколько дальше вниз по столу, а хвосты образуют на-
ружное кольцо около кромки стола. В работе стола, чтобы
получить хорошие результаты, существенно, поддерживать ре-
гулярную подачу питания, правильное соотношение между по-
дачей воды и твердого материала и правильный уровень хвос-
товой воды. В частности, необходимо защищать материал от
«разрезания» — это образование каналов на поверхности пес-
ковой насыпи. Некоторый опыт требуется, чтобы избежать
этого и поддерживать хорошую сепарацию. Когда стол полон,
его некоторое время осушают, вынимая затычку и выпуская
хвостовую воду. Сухое кольцо из насыпи песка опробуют с по-
мощью совка, для того, чтобы решить, какая часть достаточно
330
хороша для тяжелого и среднего тяжелого продуктов и какая
может быть выделена как хвосты. Тяжелые продукты направ-
ляют на повторную переработку, таким образом, они являются
тяжелым промпродуктом; если хвосты бедные, то их отбрасы-
вают» [47].
Это оборудование трудно найти на современных обогати-
тельных фабриках, перерабатывающих руды, хотя они еще ис-
пользовались на некоторых маленьких оловянных горных пред-
приятиях в Боливии не далее, как в 1966 г. [25].
Круглые столы и круглый Фрам. Разработанный из
стационарного наклонного стола круглый стол работает непре-
рывно, а не периодически. Круглый стол представляет собой
большой выпуклый конический стол двух основных типов. В од-
ной разновидности стол медленно вращается с частотой 2—•
5 мин-1, проходя под точками подачи пульпы, смывной воды
и очистки; во второй разновидности сама дека остается непод-
вижной, а питание, система промывки и очистители вращаются
[57].
Круглый Фрам был разработан в Корнуолле в конце XIX в.
Он представляет собой большой вогнутый конический стол
с подачей пульпы по периферии. Обычно дека вращается под
фиксированным питанием, смывной водой и очистителями.
Круглый Фрам использовался в Корнуолле до 1975 г. [52].
Оба, круглый стол и круглый Фрам, были отличным обору-
дованием в свое время. Однако производство было ремеслен-
ным, единичная производительность аппаратов низкая, осо-
бенно на ультратонких частицах; разработка современных кон-
центраторов доказала их недостатки.
Попытки увеличить единичную производительность круглого
Фрама привели к разработке многодечного оборудования, мак-
симально до 20 дек у круглого стола Анаконда [61]. Однако
абсолютная вместимость в связи с относительно низкой ско-
ростью потока была такова, что их применение было ограни-
чено.
Работа этих аппаратов зависит от механизма концентрации
в тонком слое (см. гл. 6). Основной недостаток этого метода
сортировки заключается в том, что он может быть применен
только для примерно монослоя частиц и по мере того, как
крупность частиц уменьшается, требуется все большая площадь
поверхности сепаратора.
Второй метод применения сепарации в тонком потоке — ис-
пользование силы Багнольда [6]. По Багнольду, если суспензия
частиц подвергается продолжительному сдвигающему усилию
или от движения слоя вперед через поверхность, или от посто-
янного движения поверхности под слоем, то развивается давле-
ние поперек плоскости сдвигающего усилия под прямым углом
к поверхности. Эта сила, пропорциональная квадрату диаметра
331
частицы и степени сдвигающего усилия, стимулирует преиму-
щественное поднятие более крупных и легких частиц по срав-
нению с более мелкими.
С использованием этой силы можно применять более тол-
стые слои. Миллс и Берт [45] подсчитали, что толщина слоя
может приближаться к 1 мм, т. е. составлять 30—50 толщин
частиц по сравнению с глубиной 2—5 частиц при концентрации
в тонком слое. Для поддержания подходящей степени сдвига-
ющего усилия под действием только движения жидкости необ-
ходимо обеспечить быструю скорость потока через поверхность
и, следовательно, сильный наклон дек.
Стрэк — первый тип концентратора, применяющего этот
принцип, представляет собой достаточно мелкий и обычно ши-
рокий неподвижный желоб с протянутой по дну парусиной
или другим грубым покрытием, которое служит в основном той
же цели, что и рифли. Легкие углубления в покрытии до-
статочны для сбора концентрата при протекании пульпонесу-
щего потока, но не настолько глубоки, чтобы образовать по-
стель.
Концентрат удаляют вручную; через определенные интер-
валы времени питание прерывают и отложения тяжелых мине-
ралов удаляют. Более подробное описание концентратора Стрэк
и его применение для обогащения россыпного золота приве-
дены в гл. 11.
Столы Кордурой (рубчатые), которые стали очень
популярными для извлечения золота, представляют собой же-
лоб, аналогичный концентратору Стрэк, у которого донная по-
верхность покрыта рубчатым материалом специального типа
[9], протянутым вкрест направлению стекания потока. Продоль-
ный наклон деки зависит от типа питания, но обычно состав-
ляет 15—20°.
Как дешевое и относительно эффективное оборудование
стол Кордурой нашел применение для грубой обработки золо-
тосодержащих коренных руд перед флотацией и цианирова-
нием, что позволило снизить качество флотационных хвостов и
время цианирования. Их также используют для извлечения пла-
тины в Южной Африке [8], давая извлечение платиновых мине-
ралов до 75 %.
Хотя столы Кордурой все еще применяют на некоторых ма-
леньких горных предприятиях, они невыгодны; периодическое
действие, высокая эксплуатационная стоимость, ручное управ-
ление ценным материалом и быстрый износ покрытия привели
к разработке более эффективного оборудования, такого как
секционный плоский стол (см. гл. 12).
Концентратор Мак Келли (рис. 15.2), разработан-
ный в Южной Африке [37],— попытка автоматизировать стол
Кордурой. По существу, это переворачивающийся стол Корду-
332
Рис. 15.2. Концентратор Мак Келли:
1 — впуск воды в перевернутом положении; 2 — вельвет; 3 — выход концентрата в пе-
ревернутом положении
рой с треугольным поперечным сечением с цикличным пита-
нием и периодами промывки.
Наклонные Фрамы. Разработаны различные типы на-
клонных Фрамов, включая как боковой, так и продольный на-
клонные механизмы для регулирования оборудования. Боль-
шинство из них — это многодечные аппараты, но первые одно-
дечные наклонные Фрамы, работающие с помощью водяного
колеса, описаны Хэндерсоном [33].
Наклонный концентратор Денвер Букман —
первый успешно разработанный высокопроизводительный аппа-
рат для извлечения действительно тонких частиц. Аппарат раз-
работан фирмой «Сулливан концентратор оф Коминко», Бри-
танская Колумбия, Канада, для извлечения тонкого олова из
хвостов свинцово-цинкового цикла обогащения [35]. Аппарат
состоит из пяти дек, каждая площадью 1,82 м2, установленных
друг над другом этажеркой. Питание делится между деками
и подается на каждую из них равномерно по всей ширине. Во
время питания деки наклонены под требуемым углом, обычно
составляющим примерно 10° к горизонту. Через определенный
период питание отключается и деки наклоняются назад под
углом 45°; концентрат, текущий по поверхности, автоматически
промывается подаваемой водой. Деки покрыты резиновыми ма-
тами с ячеистым рисунком, выдавленным на их поверхности,
каждая впадина действует как индивидуальный карман для
сбора концентрата. Отключение питания, наклон стола и цикл
смывной воды полностью регулируются приводным электродви-
гателем.
Концентратор Денвер Букман успешно работает на различ-
ных фабриках в Северной и Южной Африке, а также в Европе
[22]. Тунас и Спеден [64], работающие на шламах из шахты
«Катави минера корпорейшн де Боливия», пришли к выводу,
что оптимальный диапазон крупности для концентратора Бук-
ман составляет —37+13 мкм; потери более тонкого материала,
333
вероятно, происходят вследствие быстрой скорости потока впе-
ред по длине деки.
Концентраторы с подвижной постелью. В случае неподвиж-
ных концентраторов, описанных выше, сдвигающее усилие Баг-
нольда полностью зависит от потока. Однако движение поверх-
ности может значительно увеличить сдвигающее усилие при от-
носительно малом угле наклона деки и скорости движения
пульпы.
Сообщаемое усилие сдвига, или движение поверхности деки,
развивается соответственно трем различным принципам: пери-
одический сдвиг; сдвиг в одном направлении; орбитальный
сдвиг.
Периодический сдвиг применяется в оборудовании двух раз-
личных типов. Качающийся стол, который остается одним
из относительно новых «стандартных» аппаратов, установлен-
ных в современных циклах тонкой гравитации, подробно опи-
сан в гл. 14.
Ваннеры, или оборудование ваннерного типа, были изоб-
ретены более 100 лет тому назад [39]. Они стали популярными
в начале этого века и производились нескольких разных типов.
Хотя интерес к ваннерам периодически утихает, многие ван-
неры остаются действующими.
Ваннер состоит главным образом из бесконечной ленты
(обычно резиновой), натянутой между роликами горизонтально
поперечно, но с легким продольным наклоном, которой переда-
ется быстрый сдвиг в плоскости. Этот сдвиг поддерживает раз-
деление пульпы, вследствие чего тяжелые частицы оседают на
поверхность ленты. Медленное постоянное движение ленты
вперед, или вверх, передвигает концентрат, осевший на ленту,
от легких частиц, которые остаются во взвешенном состоянии
и плывут вниз в хвосты. Концентрат промывают водой перед
разгрузкой у верхнего ролика.
Самый распространенный передаваемый сдвиг — боковой,
применяемый в ваннере Фруе [40]; колебание конца ленты или
комбинированное колебание боковое и конца менее популярны.
Ричард и Локе [56] описали эти типы оборудования и их дей-
ствие довольно подробно. Недостаток всех ваннеров — сложная
механическая конструкция, особенно механизма передачи ко-
лебаний. Подрама деки очень тяжелая и обычно опирается на
тяжелый стальной или бетонный фундамент. Ваннер предпола-
галось использовать для переработки природного питания, его
производительность была низкой, в пределах 1—3 т/сут [30].
Эта сравнительно низкая производительность является функ-
цией основной конструкции ваннера. Расход питания — глав-
ный параметр в машинной производительности — маленький и
ограничивается шириной ленты ваннера (обычно менее 1,5 м).
Кроме того, поскольку весь концентрат, осажденный на ленте,
334
Рис. 15.3. Сотрясательно-качающийся ваннер [23]:
/ — разгрузка концентрата; 2 -смывная вода; 5 —питающая коробка; 4 — лента ван-
нера; 5 — разгрузка хвостов; 6 — качающий механизм: 7 —качающий электродвигатель;
8 — встряхивающий электродвигатель; 9 — встряхивающий механизм; 10 — вспрыскива-
тель воды; // — электродвигатель привода ленты
проходит через питающую зону, требуется низкая скорость по-
ступления пульпы на поверхность для минимизации турбулент-
ности. Комбинация низкой скорости потока и узкой ширины,
по существу, приводит к низкой производительности.
Качающиеся столы, способные перерабатывать сравнительно
тонкое питание по сравнению с ваннерами с большими эффек-
тивностью и пропускной способностью, заменили в основном
ваннеры.
Ваннер Филдхауз приобрел некоторую популярность в Авст-
ралии в 1960-х годах [46]. Основанный на старом ваннере Ис-
белл, он имеет подвешенную верхнюю стальную конструкцию.
Одно время на фабрике «Ренисон» работало более 50 ваннеров
Филдхауз; однако они затем были заменены оловянной фло-
тацией [31].
Породные качающиеся ваннеры относительно не-
давно разработаны в КНР [23]. Подобно старым ваннерам, по-
родные качающиеся ваннеры представляют собой бесконечную
ленту, движущуюся навстречу потоку пульпы вниз по ленте.
Лента образует в поперечном направлении вогнутую дугу.
Стандартный вибровозбудитель создает поперечное сдвига-
ющее усилие, наложенное на продольно-поступательный ход
деки (рис. 15.3).
Питание подается попеременно на деку через распредели-
тель на каждую сторону ленты, двигающейся в противополож-
ном направлении, что создает турбулентный режим потока.
При совпадающем действии колебания и сдвига ленты проис-
335
Рис. 15.4. Сдвоенный концентратор
GEC:
1 — дека в наклонном положении; 2 —
дека в рабочем положении; 3 — выпуск
хвостов; 4 — концентратный желоб
ходит быстрое расслоение частиц тяжелых и легких минералов,
при этом тонкие тяжелые частицы распределяются на обеих
сторонах ленты, а крупные тяжелые частицы концентрируются
в нижнем слое в центральной части ленты. Основной поток
пульпы, который благодаря колеблющемуся движению ленты
имеет S-образную траекторию, вымывает вниз более легкие
минеральные частицы верхнего слоя к хвостовому ролику и
разгружаются затем как хвосты. Осевшие концентраты, как и
в других ваннерах, подвергаются действию поперечного водного
потока. В этом аппарате вода поступает с обеих сторон ленты.
Аппарат приводится в действие с помощью трех маленьких
электродвигателей мощностью 0,6—1,1 кВт и массой 1,6 т.
Во время работы на ленте появляются различные сепара-
ционные зоны для извлечения крупных и тонких тяжелых час-
тиц в указанном порядке. Интенсивность колебаний, скорость
потока пульпы и толщина потока должны быть отрегулиро-
ваны в соответствии с гранулометрическим составом питания.
Скорость колебаний ограничена способностью к осаждению
тонких тяжелых частиц и не должна быть слишком высокой.
Скорость продвижения ленты зависит от степени сепарации ми-
неральных частиц.
Сдвоенный концентратор GEC — наиболее недавняя
разработка в области гравитационного обогащения тонкого про-
дукта; прототипы оборудования были испытаны в Корнуолле
и Южной Африке. Первоначальный вариант этого аппарата
был выполнен в Корнуолле Мозли [49, 50] на основе его более
ранних работ с сепаратором Бартлез-Мозли. Это исследование
привело к разработке успешного лабораторного сепаратора
Мозли [4], а также промышленного аппарата GEC (рис. 15.4).
Концентратор включает в себя две группы из собирающих
поверхностей, от одной до четырех на группу, расположенные
на расстоянии 300 мм с регулируемым наклоном вниз до 3°
в направлении питания. Каждая группа смонтирована на шар-
нирном (вращающемся) механизме, управляемом с помощью
336
эксцентрикового вала и шатуна, который передает горизон-
тальное простое гармоническое движение рабочей поверхности
вкрест направлению питания. Механизм может также накло-
нять деки вбок до 50° к горизонтали. Простой с регулируемой
скоростью приводной электродвигатель управляет обеими ус-
тановками через однопозиционную муфту.
Питание подается на каждую группу дек (обозначим их А
и Б) по очереди через встроенную распределительную систему
и питающие трубки, проходящие вдоль задней стороны каждой
поверхности. Через предварительно отрегулированный проме-
жуток времени питание автоматически переводится с деки А на
деку Б, а смывная вода подается на деку А, которая перед
этим получала питание.
После промывки в течение предварительно отрегулирован-
ного периода привод к стороне А разъединяется и остаток
воды стекает, оставляя расслоенную постель, в которой высо-
кокачественный ценный продукт сконцентрирован близко к пи-
тающей стороне деки, а бедный, или промпродукт,— ближе
к хвостовому разгрузочному порогу. Эти деки затем наклоня-
ются и концентрат промывается при прямом угле наклона к на-
правлению питания в отдельное корыто. Это боковое разгру-
зочное устройство позволяет собирать индивидуально без сме-
шивания несколько продуктов (обычно четыре) с различным
качеством. Один или более таких продуктов могут быть полу-
чены как окончательный концентрат и остальные как промпро-
дукт или низкокачественный концентрат. Кроме того, гибкость
работы обеспечивается способностью собирать разгрузку во
время периода промывки скорее как промпродукт, чем как
хвосты.
Различные дискретные фазы питания, промывки и разгрузки
концентрата можно отдельно контролировать и оптимизировать.
Так исключается компромисс требований к сепарации концент-
рата и его транспортирования, как требуется для качающегося
стола.
Однонаправленный сдвиг может быть результатом значи-
тельного движения, продольного к поверхности в направлении,
противоположном потоку пульпы, или поперечного потоку
пульпы. Ни одна форма движения не заслужила большого вни-
мания и относительно немного промышленного оборудования
было разработано с их использованием.
В то время как действие породных качающихся ваннеров
включает относительно быстрое движение ленты, концентратор
с бесконечной лентой — единственный известный аппарат, ис-
пользующий только постоянные продольные сдвиги.
Постоянные поперечные сдвигающие усилия привлекли
большое внимание; они обычно достигаются вращением по-
верхности по оси параллельной самой себе (т. е. диск); напри-
337
Ц •' "И.’л
1
Питание
Концентрат
Рис. 15.5. Концентратор с бесконечной лентой:
/ — смывная вода; 2 — распределитель питания; 3 — поток пульпы; 4 — направление
движения ленты
мер, промышленный барабанный сепаратор Джонсон Баррел.
Труба Феррара [29], которая привлекла некоторое внимание,
вращается с частотой, вызывающей значительные центробеж-
ные усилия. Хотя и не получившая промышленной разработки,
она рассмотрена в гл. 17 среди других центробежных сепара-
торов, применяющихся в Северной Америке и Китае.
Конусные концентраторы также основаны на поперечных
сдвигающих усилиях как механизма сепарации (труба может
рассматриваться как конус с внутренним углом ноль градусов).
Концентраторы с бесконечной лентой. Разра-
ботанный в 1949 г. на «Бракпан майн», «Англо-Американ кор-
порейшн», для замены столов Кордурой [7] концентратор с бес-
конечной лентой относительно мало известен за пределами Юж-
ной Африки.
Концентратор (рис. 15.5) представляет собой плоскую по-
верхность из бесконечной резиновой ленты шириной 1,5 м
с расстоянием между головным и хвостовым шкивами 3 м, на-
клоненной к горизонтали под углом 3—12° (чаще всего 8—10°).
Верхняя поверхность ленты имеет рифли пилообразной формы
глубиной 5 мм и с шагом 10 мм, проходящие поперек ленты
и расположенные таким образом, что ступенька рифля явля-
ется хвостовым концом [2]. Лента движется непрерывно про-
тив потока пульпы со скоростью 0,3 м/мин.
Увеличенный поперечный разрез серии рифлей показан на
рис. 15.6. Эти рифли действуют, в определенной степени, тем
же образом, как в колеблющемся столе. Пульпа, обычно до-
вольно низкой плотности, течет в относительно ламинарном по-
токе через вершину рифлей, слой наиболее тонкий у хвосто-
вого конца рифля (в точке А). За хвостовым концом (в точке
338
Лента,
Рис. 15.6. Действие риф-
лей на концентраторе
с бесконечной лентой
Рис. 15.7. Схема кон-
центратора Джонсон
Баррел:
1 — смывная вода; 2 — же-
лоб для концентрата; 3 —
полача питания; 4 — направ-
ление вращения; 5 — рифли;
6 — хвостовой желоб
В) постель быстро разделяется, допуская стесненное осажде-
ние, которое происходит со сжатием постели, происходящим
в окрестности точки С.
Движение ленты и, следовательно, пилообразных рифлей
против потока пульпы по эффективности действия аналогично
низкочастотной постели отсадочной машины с подвижным ре-
шетом.
Обычно концентратор с бесконечной лентой действует как
перечищающий аппарат для сепаратора Джонсон Баррел, про-
изводящего золотой концентрат в III стадии цикла измельче-
ния на горных золотоперерабатывающих предприятиях Южной
Африки (см. гл. 24). Хотя неспособный производить такой вы-
сококачественный концентрат как качающийся стол, концентра-
тор с бесконечной лентой имеет преимущество в том, что он
может быть оставлен без присмотра в закрытых клетках на
длительный период.
Концентратор Джонсон Баррел, применяющий
принцип непрерывного бокового сдвига,— наиболее старая ма-
шина [36], разработанная в Южной Африке в 1925 г., где она
остается одним из самых главных гравитационных аппаратов
в золотоизвлекательном гравитационном цикле.
Аппарат (рис. 15.7) представляет собой барабан с наклонен-
ной на 2,5—5° осью, длиной 3,6 м и диаметром 0,75 м и по-
крытый изнутри резиной с профилем, подобным концентратору
с бесконечной лентой. Резина установлена таким образом, что,
339
Рис. 15.8. Вращающийся конусный
концентратор:
1 — поверхность конуса; 2 — угол конуса;
3 — ось вращения; 4 — порог; 5 — поверх-
ность постели пульпы
по мере того как барабан медленно вращается с частотой 0,1—
0,3 мин’1, ступенька зубьев находится на хвостовом конце.
Пульпа, настолько высокой плотности, насколько это воз-
можно, в первую очередь, для осаждения песка, течет вниз по
длине барабана и тяжелые минералы оседают на рифли. Вра-
щение барабана является причиной непрерывного бокового
сдвига со скоростью 0,2—0,6 м/мин, того же порядка, что и ско-
рость продольного сдвига на бесконечно движущейся ленте.
Так как движение происходит поперек потока пульпы, его
действие подобно этой последней машине; более толстая
пульпа, применяемая в аппарате Джонсон Баррел, будет, ве-
роятно, включать в действующий цикл механизм просачивания
в промежутках.
Вращение барабана не позволяет тяжелым минералам осаж-
даться в выходящем потоке пульпы, и они вымываются в кон-
центратный патрубок водными струями.
Вращающийся конусный концентратор приоб-
рел некоторую популярность в промышленности морских песков
Австралии в 1960-х годах [10]. Промышленное оборудование
основано на разработках Тетлау и Клифорда [62].
Концентратор (рис. 15.8) представляет собой коническую
раковину диаметром 3 м с внутренним углом 105—115°, вра-
щающуюся на полом валу с частотой 7—10 мин1. Вал накло-
нен под углом 50—60° к горизонтали таким образом, что об-
разует легкий отрицательный уклон в области сепарации на
конусной поверхности.
Материал, подвергающийся сепарации, подается при высо-
кой плотности на внутреннюю поверхность конуса и в резуль-
тате движения, сообщаемого вращением конуса, образует рас-
слоенную постель движущихся частиц с крупными легкими
частицами в верхних слоях, позже входящих в контакт с по-
верхностью конуса. Под общим действием трения поверхности
и ее скорости частицы в контакте с конусом выводятся из рас-
слоенной постели. Кроме того, так как скорость движения по-
верхности вращающегося конуса увеличивается линейно от оси
340
к внешнему краю, тяжелые частицы в контакте с поверхностью
у внешнего края выносятся в более верхний слой, чем у оси.
Таким образом, образуется струя пульпы с тяжелыми части-
цами, выбрасываемыми вниз по направлению к осевой раз-
грузке. При соответствующем регулировании угла наклона ко-
нуса тяжелые минералы концентрируются у оси конуса и вы-
водятся через отверстия в полом валу, направляясь, кроме
того, с помощью вставок, приваренных между осью и конусом.
Хвосты продвигаются к нижнему краю конуса. Выход кон-
центрата и, следовательно, его качество контролируются ре-
гулированием наклона вала. Грубая поверхность, создаваемая
покрытием крупного песка на мастику, обеспечивает хорошую
сепарацию.
Вращающийся конусный концентратор, если к нему подхо-
дить строго, нельзя полностью отнести к аппаратам для обога-
щения тонких продуктов, так как он в основном применяется
для переработки морского песка; однако он рассматривается
здесь, так как его механизм сепарации является примером не-
прерывного бокового сдвига.
Производительность вращающегося конуса ограничена в за-
висимости от его размера; меньше, чем 10 % действительной
поверхности сепаратора фактически используется в любой мо-
мент. Поэтому высокопроизводительные неподвижные аппа-
раты, такие, как винтовой сепаратор, шлюз или конус Рейхерта,
заменили вращающиеся конусы при переработке морских
песков.
Орбитальный сдвиг, генерируемый на поверхности контро-
лируемым вращением внешних сбалансированных масс в плос-
кости поверхности, оказался самым эффективным механизмом,
особенно для извлечения очень тонких частиц крупностью 5—
20 мкм.
Колеблющийся винтовой сепаратор. Орбиталь-
ный сдвиг был исследован [11] при разработке колеблющегося
винтового сепаратора. Аппарат состоит из спирального желоба
с малым уклоном (около 2°) и прямоугольным поперечным се-
чением, колеблющегося с помощью внешнего балансира, вра-
щающегося вокруг оси желоба. Весь аппарат свободно подве-
шен на пружинах.
Спиральный желоб может быть рассмотрен как гладкая
дека шламового стола, свернутая в спираль и вращающаяся го-
ризонтально. В таком аппарате наблюдаются разные противо-
положные механизмы концентрации, особенно, если откладыва-
ются наносы концентратов на поверхности.
Колеблющийся винтовой сепаратор не нашел промышлен-
ного применения. Аппарат имеет относительно низкую произво-
дительность, неустойчив в работе и механически сомнителен
[27]. Хотя при дальнейшем усовершенствовании этот винтовой
341
сепаратор мог бы найти применение в промышленности, из-за
разработки двух других аппаратов более высокой производи-
тельности и эффективности в течение последних 10 лет [14, 48]
эти работы были прекращены.
Сепаратор Бартлез-Мозли, который является са-
мой лучшей конструкцией гравитационного оборудования, был
впервые установлен на фабрике «Дживор» в Корнуолле [5,
34] и используется в настоящее время во всем мире. Он впер-
вые описан Мозли [48] и позже более подробно в работах
[19, 20].
Сепаратор Бартлез-Мозли относительно простой аппарат.
Пульпа течет через каждую из 40 фибергласовых дек, свободно
подвешенных под углом 1—3° к горизонту. Орбитальное движе-
ние передается этому агрегату в плоскости, параллельной де-
кам, с помощью вращающегося внешнего балансира.
Концентрационная поверхность сепаратора состоит из 40 па-
раллельных плоских фибергласовых дек толщиной 2 мм, раз-
мером 1,22X1,53 м, расположенных в два многослойных пакета
по 20 дек в каждом с расстоянием между деками 20 мм, что
дает суммарный фронт питания 48 м. Показано, что фиберглас
дает самую эффективную сепарационную производительность
в полном диапазоне значений pH, что вкупе с высокой проч-
ностью и малой массой делает его идеальным материалом для
аппарата. Пакеты предварительно собраны в комплект дек, ко-
торый, в свою очередь, поддерживается двумя подвешенными
тросами и пневматическим опрокидывающимся цилиндром
внутри свободно стоящей рамы. Весь аппарат требует менее
5 м2 площади поверхности пола.
Общий привод агрегата размещен в центре между двумя
пакетами дек и включает в себя балансный груз, присоединен-
ный через рукоятку к приводному валу, ведомого и ведущего
шкивов с желобами V-образной формы и электродвигателя по-
стоянного тока с постоянной частотой вращения мощностью
0,18 кВт. Вся приводная система монтируется на раме, которая
может быть удалена без труда в целях эксплуатации. Орбиталь-
ный сдвиг массы контролируется, частота вращения составляет
150—200 мин- 1 и амплитуда 4—10 мм, т. е. скорость сдвига ме-
няется в интервале 0,5—2 м/мин.
Подвешивание дек на двух тросах на центральной линии
длинной оси и пневматический переворачивающийся цилиндр
на центральной линии долевой оси дают в результате не точно
круговое движение деки (рис. 15.9). Траектория движения деки
слегка эллипсоидная с длинной осью, параллельной оси деки.
Жидкое питание (пульпа) равномерно распределяется по
всем 40 декам через систему простых параллельных трубок.
Основной поток питания первоначально делится на две части,
по одной на каждый пакет, проходит через питающий патрубок
342
Рис. 15.9. Три точки подвеса деки
сепаратора Бартлез-Мозли (а) и
траектория движения поверхности
деки (б)
агрегата, а затем делится на четыре с помощью насадок внизу
трубок, снабженных специальными втулочными форсунками,
разгружаясь на каждую деку. Каждая дека таким образом пи-
тается в четырех точках по ширине и для достижения хорошего
распределения каждая нижняя трубка содержит небольшой
спиральный вкладыш, который также служит для исключения
их забивания.
Круговое движение устанавливается с помощью выносного
балансного груза, а скорость вращения определяет круговые
вращающиеся сдвиговые силы, действующие на частицы. При
направлении сдвигающих сил, обратном силам потока, текущего
вниз по деке, тяжелые и мелкие частицы медленно оседают,
а легкие и крупные остаются во взвешенном состоянии. На-
правленная вперед скорость пульпы, которая главным образом
определяется расходом потока и наклоном деки, достаточна для
транспортирования крупных легких частиц через поверхность
и в хвосты. Наклон деки должен быть не больше 1,5—2,5°, что
создает более глубокий поток по сравнению с концентраторами
с неподвижной поверхностью, увеличивая производительность
аппарата на 1 м ширины питания.
Управление столом полностью автоматическое и, по суще-
ству, это периодический процесс. Питание поступает на деку
в течение предварительно отрегулированного периода, завися-
щего от состава перерабатываемого материала, после чего оно
прерывается с помощью пневматически действующего сжимаю-
щего клапана при одновременном наклонении стола, которое
производится с помощью воздушного цилиндра, сперва для дре-
нажа, а затем дальше примерно до 45° для промывного цикла.
Вода под низким давлением подается на деки через линии
пульпы до 72 с для удаления осевшего концентрата. Требуется
около 350 л/ч смывной воды. Группа дек затем автоматически
возвращается в первоначальное положение, клапан смывной
воды перекрывается, а клапан подачи пульпы питания откры-
вается для начала следующего цикла. Схема действия сепара-
тора Бартлез-Мозли показана на рис. 15.10.
Концентратор Бартлез-Кроссбелт. Берт [14]
позднее разработал аппарат, использующий принцип кругового
сдвига, с непрерывной разгрузкой в отличие от полупериодиче-
ской машины Мозли.
Этот аппарат — сепаратор Бартлез-Кроссбелт — имеет про-
343
a — положение концентрации (сбора); б — положение разгрузки; 1 — две пачки дек:
2 — клапанное устройство подачи воды и питания; 3 —желоба для продуктов; 4 —
главная (основная) рама; 5 — подвесные пружины; 6 — цилиндр наклона
изводительность, равную примерно 1/4 производительности се-
паратора Бартлез-Мозли, но производит значительно более вы-
сококачественный концентрат.
Концентратор Бартлез-Кроссбелт (рис. 15.11) представляет
собой, по существу, тонкую бесконечную ленту, покрытую по-
ливинилхлоридом, верхняя поверхность которой имеет попереч-
ный наклон от центрального продольного хребта к обеим боко-
вым сторонам. В продольном направлении лента идеально гори-
зонтальна.
Лента медленно движется через приводной и головной
шкивы, расположенные на расстоянии 2,75 м от центра. Лента
протянута между шкивами на алюминиевой деке, покрытой
нержавеющей сталью; ее поперечный наклон регулируется как
Рис. 15.11. Схема концент-
ратора Бартлез-Кроссбелт:
1 — питающая коробка; 2 — на-
правление леиты; 3 — промыв-
ная или концентратная зона;
4 — промпродуктовая ^она; 5 —
зона питания или извлечения
344
с приводного, так и с головного концов агрегата с помощью
сдвоенной шпоночной системы, связанной с ручным колесом на
внешней раме. V-образная секция ленты образуется благодаря
подкладке по всей длине концентратной поверхности; эта V-об-
разная секция проходит по одинаковым желобкам в головном
и приводном шкивах и поэтому лента никогда не сходит
с колеи.
Агрегат из шкивов и деки держится в алюминиевом под-
рамнике, который свободно подвешен на мягкой стальной раме
с помощью четырех пружин. Изменяемое круговое сдвигающее
движение передается подрамнику посредством вращающегося
внешнего балансового груза, расположенного на расстоянии
0,75 м от головного шкива и управляемого через ременную пе-
редачу электродвигателем постоянного тока (0,18 кВ). Ско-
рость деки подобным образом контролируется электродвигате-
лем постоянного тока через редукторную коробку с отношением
передачи 4000: 1.
Питание подается по всей линии центрального гребня при-
близительно пополам; тяжелые частицы откладываются на
деке, а легкий пустой материал, поддерживаемый во взвешен-
ном состоянии с помощью кругового сдвига, течет в хвосты че-
рез боковые стороны ленты благодаря изменяющемуся попереч-
ному наклону ленты.
Постель концентрата отходит с боку от питающей зоны че-
рез промпродуктовую в перечистную зону. Скорость кругового
сдвига в этой зоне увеличивается и постель дальше разделя-
ется и промывается с помощью поперечного потока воды, да-
ющей возможность пустым частицам, вошедшим в постель
в питающей зоне (или зоне извлечения), вымыться из концент-
рата и разгрузиться в нижней стороне ленты через промпродук-
товый патрубок.
Тяжелые минералы, остающиеся на ленте, разгружаются
через головной шкив после дальнейшей промывки «капающей»
водой поперек ширины ленты. Часть постели вверху по тече-
нию, представляющая собой материал, отложенный раньше
в питающей зоне, извлекает максимум пользы от поперечной
промывки и «капающая» промывка поэтому, по существу, очи-
щает концентрат. Часть постели внизу по течению состоит из
смеси ценных и других тяжелых минералов и эта часть по-
этому рассматривается как промпродукт.
Два промпродукта, разгружаемые сбоку ленты и через го-
ловной шкив, требуют повторной переработки и она прово-
дится при возвращении объединенных промпродуктов в от-
дельную промпродуктовую зону на ленте, что дает возможность
таким ценным минералам, которые осели на ленте и были выне-
сены к верхнему краю перечистной зоны, продвинуться к цен-
ным, отложенным в питающей зоне..
345
Использование сепаратора Бартлез-Мозли в качестве основ-
ного оборудования совместно с концентратором Бартлез-Кросс-
белт в качестве перечистного способствует прогрессу в грави-
тационном обогащении шламов. Эти аппараты значительно сни-
жают минимальную крупность извлекаемых частиц до 6 мкм
при сберегаемой площади пола.
Управление концентраторами для тонких материалов. Пока-
затели или эффективность любого обогатительного оборудова-
ния зависят в основном от параметров машин и характеристики
питания материала, в свою очередь, зависящей от эффектив-
ности подготовительных или других предшествующих обогати-
тельных процессов.
Главными переменными характеристиками машины явля-
ются, во-первых, сдвигающие силы, сообщаемые частицам
в пульпе действием сдвигающего механизма, если он имеется,
во-вторых, скорость потока пульпы и, в-третьих, время, в тече-
ние которого концентрат остается на поверхности.
Характеристики питания, вторичные по важности, так как
они влияют на скорость движения частиц, включают распреде-
ление по крупности как всего продукта, так и составляющих
его минералов, pH пульпы, плотность минералов и форму час-
тиц. Состав и доля ультратонких и коллоидных частиц влияют
на вязкость пульпы и характеристики текущего слоя, поэтому
они также важны. Степень освобождения минералов и содер-
жание ценных минералов — другие значительные факторы, ко-
торые влияют на показатели обогащения.
Из различного оборудования для гравитационного обогаще-
ния тонких частиц, используемых в промышленности в настоя-
щее время, последующее рассмотрение ограничится сепарато-
ром Бартлез-Мозли, концентратором Бартлез-Кроссбелт и по-
родным качающимся ваннером [14, 15, 18, 19, 20, 21, 23, 45].
При исследовании процессов были использованы различные ис-
ходные материалы, поэтому данные не позволяют непосред-
ственно сравнивать один аппарат с другим, хотя показывают
типичное влияние индивидуальных параметров на показатели
аппарата. Прямое сравнение оборудования с целью располо-
жить его в «порядке заслуг» является, в некоторой степени,
субъективным. Выбор аппарата для какой-либо конкретной
операции должен основываться на характеристиках перераба-
тываемого материала, в идеальном случае на результатах про-
ведения опытных работ, а также в зависимости от места рас-
положения фабрики и практического опыта.
Параметры машины. Конструктивные и физические харак-
теристики современного оборудования для гравитационного обо-
гащения тонких частиц очень значительно различаются. Однако
влияние машинных параметров на показатели аппарата обычно
похожи. Основные переменные механические параметры грави-
346
ТАБЛИЦА 15.1 ............' ' ~ '
Главные машинные параметры некоторых гравитационных аппаратов для тонких
частиц
Параметр Сепаратор Бартлез-Мозли Концентратор Бартлез-Кроссбелт Породный качаю- щийся ваннер
Частота и ампли- туда сдвига Орбитальная масса Орбитальная масса Сдвигающее уси- лие Качающее движе- ние
Скорость пульпы Наклон вперед Поперечный на- клон Наклон ленты
Длительность оса- ждения Время цикла Скорость ленты Скорость ленты
Удаление концен- трата Периодическое Непрерывное бо- ковое Непрерывное кор- мовое
тационных аппаратов для тонких частиц приведены в табл.
15.1.
Все гравитационные концентраторы для тонких материалов
отличаются относительно большим числом различных парамет-
ров, зависящих от их конструкции. Однако важность этих пара-
метров можно предварительно определить из экспериментов на
других рудах или сразу же в начале работы аппарата. Произ-
водители сами могут значительно уменьшить число управляе-
мых параметров по мере проведения собственных эксперимен-
тов и увеличения количества относительно нового оборудования.
Сообщаемый сдвиг. Степень передачи сдвигающего
механизма, является ли это вращением орбитальных масс или
сдвигающим и колеблющим действием, оказывает главное
влияние на работу машины и поэтому служит основной пере-
менной для управления. Увеличение скорости сдвига значи-
тельно повышает степень обогащения (рис. 15.12). Обычно уве-
личение орбитальной скорости меньше влияет на извлечение,
Рис. 15.12. Влияние скорости сдвига на концентрацию тонких
частиц
347
Рис. 15.13. Взаимосвязь
между относительной ско-
ростью и извлечением на
сепараторе Бартлез-Мозли Л
Рис. 15.14. Влияние эксцентри-
кового груза на извлечение и
степень обогащения:
1—3 — масса груза соответственно
4,5; 6.8; 11,4 кг
поэтому эффективность машины возрастает с повышением ско-
рости сдвига. Увеличение степени обогащения с повышением
скорости происходит вследствие лучшего расслоения, что по-
зволяет более эффективно удалять частицы пустой породы,
особенно тех, которые в противном случае остаются внутри нее.
Теоретическая или критическая степень сдвига при данном
диапазоне крупности минеральных частиц, которые собираются,
должна позволять этим частицам селективно останавливаться
внутри текущего потока, оседать на деку и оставаться здесь
до тех пор, пока дека не будет наклонена и промыта. При
приближении степени сдвига к скорости движения этих частиц
вперед достигается наилучшая сепарация. Дуглас и Балей [27]
установили это, работая с колеблющимся винтовым сепарато-
ром, в то время как Берт и Стоелз [21] позже определили коли-
чественную зависимость для промышленного сепаратора Барт-
лез-Мозли (рис. 15.13). Эта зависимость исследована более
подробно в гл. 6.
Амплитуда движения при данной степени сдвига связана
в орбитальных аппаратах с массой и плечом груза, а для ван-
нера— с амплитудой качающего механизма и дугой встряски.
Степень сдвига, передаваемого частицам, поэтому зависит от
всех параметров.
Рассматривая первые орбитальные аппараты, можно уви-
деть, что в определенных пределах взаимосвязь между извле-
чением и степенью обогащения не зависит от массы орбиталь-
ного груза (рис. 15.14).
348
Увеличение орбитального груза (или плеча) увеличивает
амплитуду при данной степени сдвига; наоборот, увеличение
степени сдвига уменьшает амплитуду при данной орбитальной
массе. Следовательно, в ограниченных пределах, возможно по-
лучить равноценные показатели при большом орбитальном
грузе, вращающемся с низкой частотой, и при малом орбиталь-
ном грузе с высокой частотой. Следовательно, масса орбиталь-
ного груза может быть установлена по характеристикам пита-
ния и, если требуется ее изменение, то следует учитывать, что
в этом случае оптимальное соотношение между извлечением и
степенью обогащения может быть достигнуто только при боль-
шой амплитуде сдвига.
Мозли [50] распространил эту взаимосвязь на свою более
позднюю разработку: сдвоенный концентратор GEC имеет низ-
кочастотный высокоамплитудный боковой сдвиг (встряску),
действие которого аналогично сдвигу в орбитальных аппа-
ратах.
Меньше имеется ценной информации по влиянию амплитуды
на показатели породного качающегося ваннера. Оптимальный
диапазон для угла качания составляет 11—15°. Амплитуда
имеет меньшее влияние как на извлечение, так и на степень
обогащения, чем частота колебания. Поэтому будет логично
устанавливать эти параметры на основе характеристик питания,
впоследствии изменяя их только при коренном изменении пи-
тания.
Скорость потока вперед. Наклон поверхности опре-
деляет скорость потока через нее. Для данной скорости потока
увеличение наклона поверхности уменьшает толщину потока,
как количественно показано в гл. 6, и, следовательно, время
пребывания потока пульпы на ленте и вероятность частиц
задерживаться в текущем слое сдвигающей силой при направ-
лении ее действия, противоположном потоку. Избыток продоль-
ного наклона поэтому уменьшает извлечение. При определен-
ных значениях степени сдвига и скорости потока пульпы име-
ется критический наклон поверхности, сверх которого оседание
тяжелых частиц на поверхность значительно ослабевает и по-
этому извлечение уменьшается. Это можно ясно видеть на се-
параторе Бартлез-Мозли (рис. 15.15). Продольный наклон яв-
[ ляется только машинной переменной для неподвижной деки
• аппарата, такого, как наклонный концентратор Денвер Букман.
Слишком большой наклон оказывает значительное влияние на
извлечение.
У концентратора Бартлез-Кроссбелт наклон поверхности
' легко изменяется с помощью как приводного (хвостовой ко-
нец), так и головного (концентратный конец) шкивов незави-
симо друг от друга. Изменение поперечного наклона хвостового
конца действует, в первую очередь, на наклон ленты в питаю-
349
Влияние угла наклона
Рис. 15.15.
рации:
а — сепаратор Бартлез-Мозли; б — концентратор Бартлез-Кроссбелт
6
и ленты на эффективность сепа-
деки
щей зоне. Это — зона, в которой происходит первичное извле-
чение, и материал, оседающий на ленту, слишком низкого ка-
чества. Концентрация этой постели происходит в промпродук-
товой и промывной зонах. Зона питания может поэтому быть
подобной сепаратору Бартлез-Мозли, следовательно, и влияние
поперечного наклона аналогично.
Увеличение поперечного наклона концентратного конца
ленты увеличивает скорость потока смывной воды через ленту.
Легкие частицы удаляются из разделенной концентратной по-
стели и проходят дальше по ленте прежде, чем повторно ося-
дут, и поэтому возможность донесения их в конечную концент-
ратную полосу уменьшается. Следовательно, степень обогащения
увеличивается (см. рис. 15.15). При наклоне выше крити-
ческого, по существу, все легкие частицы пустой породы удаля-
ются из концентратной полосы и дальнейшее небольшое увели-
чение степени обогащения происходит, вероятно, вследствие
удаления из концентратной полосы других тяжелых минералов,
таких, как сульфиды и оксиды железа.
Хотя увеличение поперечной скорости течения смывной
воды вследствие увеличения наклона, несомненно, способствует
вымыванию тонкого богатого концентрата из концентратной по-
лосы, он будет относиться к промпродукту и возвращаться
в процесс; поэтому извлечение изменится незначительно.
Время пребывания. Время пребывания частиц в по-
токе, которые должны осаждаться на поверхности, контроли-
руется: для сепаратора Бартлез-Мозли изменением продолжи-
тельности цикла между разгрузкой машины, а для других
сепараторов — изменением скорости продвижения вперед кон-
центрационной ленты.
В первом аппарате продолжительность цикла мало влияет
на показатели аппарата, при значении ниже критического оно
зависит от расхода пульпы и содержания тяжелых минералов
350
Рис. 15.16. Влияние времени
цикла на показатели сепара-
тора Бартлез-Мозли
Рис. 15.17. Влияние скорости
ленты на показатели работы
концентратора Кроссбелт
в питании. Вследствие этого, критическое время увеличивает
выход хвостов и уменьшает извлечение (рис. 15.16) [28].
Для концентратов двухленточного типа с низкой скоростью
время пребывания достаточное, чтобы концентратные частицы,
оседающие на поверхность постели на ленте, повторно выско-
чили в текущий слой и попали в хвосты. Увеличение скорости
ленты уменьшает время, доступное для очистки концентратной
постели в промывной зоне, следовательно, обогащение ухудша-
ется (рис. 15.17). Скорость ленты на породном вращающемся
ваннере на порядок выше, чем на концентраторе Кроссбелт, и
ее вклад в общее сдвигающее усилие, прикладываемое на ван-
нере, значителен.
Отсекание концентрата. Метод удаления концент-
рата различен у разных аппаратов. Сепаратор Бартлез-Мозли и
сдвоенный концентратор GEC, например, относятся к аппара-
там периодического действия с периодическим удалением кон-
центрата. Концентрат из первого аппарата вымывается в па-
трубок, а во втором — удаляется сбоку при дифференцирова-
нии концентратов, вымываемых в сепарационные патрубки.
Некоторые значительные изменения в качестве концентрата ме-
• жду питающим и хвостовым концами деки позволяют перера-
батывать различные типы концентрата на разном оборудо-
: вании.
Аппараты с периодической разгрузкой обычно применяют
в основных операциях, так как они позволяют получить высо-
кое извлечение, но с меньшей степенью обогащения, чем ап-
параты с непрерывной разгрузкой.
Как концентратор с бесконечной лентой, так и встряхива-
юще-качающийся ваннер удаляют концентрат против потока
пульпы в нижней части ленты. Это позволяет получить только
один концентрат (среднего качества). В концентраторе Кросс-
белт концентрат удаляется сбоку от потока пульпы и практи-
351
Рис. 15.18. Сравнение показателей шламового стола с концентратором Барт-
лез-Кроссбелт (танталовая руда) (о) и со сдвоенным концентратором GEC
(оловянная руда) (б):
1 — Кроссбелт; 2 — стол; 3 — GEC
чески получаются дифференцированные концентраты высокого
качества. Ширина ленты этого аппарата (2,4 м) также позво-
ляет получить широкую полосу концентрата — значительно
шире, чем полоса, получаемая, например, на шламовом качаю-
щемся столе, и это дает в результате значительно более высо-
кую степень обогащения. Периодическая боковая разгрузка
сдвоенного концентратора GEC также позволяет значительно
усилить взаимосвязь между извлечением п степенью обогаще-
ния (рис. 15.18).
Характеристики твердого. Все оборудование для гравитаци-
онного обогащения работает более эффективно на предвари-
тельно подготовленном питании, т. е. с частицами относительно
узкого диапазона крупности, или если различия в крупности
частиц минералов усиливают различия в их форме и плотности.
Это особенно справедливо для гравитационных концентраторов
тонкого материала, но так как эффективное разделение по круп-
ности с помощью мокрого грохочения или гидроклассификации
слишком трудно в диапазоне тонкой гравитационной концент-
рации, подготовка питания обычно ограничивается удалением
слишком крупного материала и шламов. Было найдено, что
только мокрое грохочение или в сочетании с циклонами явля-
ется самым практическим способом удаления сверхкрупных час-
тиц и одна или более стадий гидроциклонирования может быть
использована для обесшламливания.
Сверх крупный материал уменьшает степень обога-
щения и в меньшей степени извлечение на сепараторе Бартлез-
Мозли и в большей степени на концентраторе Кроссбелт. Встря-
хивающе-колеблющийся ваннер более терпим к сверхкрупному
материалу благодаря колебаниям механизма. Действительно,
сомнительно, что на надлежащим образом приготовленном тон-
ком питании механизм колебаний будет иметь значительное
влияние на показатели аппарата.
352
|рис. 15.19. Взаимосвязь между круп-
ностью и извлечением для некоторых
'гравитационных аппаратов для тон-
ких материалов:
1 — Кроссбелт: 2 — Бартлез-Мозли; 3 —
шламовый стол; 4 — встряхивающийся ван-
нер; 5 — Букман
Минимальная крупность извлекаемых частиц.
Аппараты с непрерывным сдвигающим усилием, особенно ор-
битальные, извлекают более тонкий материал, чем аппараты
с периодическим сдвигом или неподвижные аппараты, у кото-
рых расслоение происходит только под влиянием скорости дви-
жения пульпы вперед. На рис. 15.19 показана взаимосвязь
между крупностью частиц и извлечением для различных аппа-
ратов, перерабатывающих тонкие свободные оловянные или
вольфрамовые руды.
Если взаимосвязь между крупностью частиц и извлечением
определяется при плотном приращении, то для некоторых аппа-
ратов проявляется двойной пик извлечения. Этот двойной пик
извлечения замечен для сепаратора Денвер Букман, ваннера,
винтового сепаратора, но не наблюдается для круглого Фрама.
Частон [22] предположил, что в то время как механизм кон-
центрации для первых трех аппаратов включает приведение
в беспорядок постели (рифлями, колеблющим или орбитальным
движением), механизм круглого Фрама не делает этого; двой-
ной пик извлечения связан с переработкой более толстой по-
стели, где преобладают сдвигающие силы, а не концентрация
в тонком слое.
Хотя Частон не наблюдал этого явления на столе, Мичелл
[42] заметил, что двойной пик наблюдается на столе для пром-
продуктов скорее, чем для концентратов, что подтверждает тео-
рию Частона.
Двойной пик извлечения не наблюдается на сепараторе
Бартлез-Мозли; однако значительно узкая крупность продукта
никогда не может быть достигнута и явление двойного извле-
чения может поэтому существовать.
Основной механизм, приводящий к двойному пику извлече-
ния, аналогичен механизму, который приводит к двойному пику
извлечения при отсадке (см. гл. 10) [32]. Если тяжелые час-
тицы концентрируются в крупном классе, то пропускная спо-
собность аппарата будет выше, чем при изобилии тонких тя-
желых частиц, в то же время большой наклон и больший
12 Заказ № 1987 3 53
поток пульпы могут быть использованы для извлечения преоб-
ладающих крупных тяжелых частиц.
Минимальная крупность частиц, извлекаемых каким-либо
аппаратом, примерно 5 мкм. Имеются очень хорошие теорети-
ческие обоснования для этой низкой границы извлекаемости и
они подробно изложены в гл. 6.
Шламы. Удаление шламов (или частиц тоньше, чем ми-
нимальный предел извлекаемости аппарата) улучшает показа-
тели и производительность аппарата, но должно компенсиро-
вать потери минерала в предварительной классификации и сто-
имость этой операции. Тем не менее, обычно принимается, что
удаление «околоколлоидного» материала выгодно.
Мичелл [41] показал это вполне мастерски на оловянной
руде увеличением сквозного извлечения на круглом Фраме с 35
до 50 % при удалении около половины ультратонкого матери-
ала в циклонах диаметром 50 мм.
Частон [22] также сумел показать значительное увеличение
как общего извлечения, так и степени обогащения после обес-
шламливания тонкой оловянной руды перед обогащением на
полностью рифленом столе для тонкого песка при содержании
твердого в пульпе 20—25 %. Однако Частон отмечал, что 40 %
слива циклона было крупнее, чем 9 мкм, большая часть этого
материала должна быть извлечена гравитационной концентра-
цией. При флотации оксидов эффективное и полное удаление
шламов из питания флотации — необходимое предварительное
условие; классификация перед гравитационным обогащением
должна поэтому преследовать цель достижения полного извле-
чения способных извлекаться частиц при разумном удалении
ультратонких частиц. Последнее легче всего достижимо в цик-
лонах малого диаметра и требует относительно простого цикла
обесшламливания.
Производительность. Главными составляющими
единичной производительности, определяемой в тоннах в час,
концентраторов для гравитационного обогащения тонкого ма-
териала являются общая полезная площадь концентрации на
аппарат по сравнению с общей требуемой площадью пола, и
для индивидуальных аппаратов — скорость потока пульпы и
плотность, оба из которых рассмотрены в следующей главе.
Оборудование для основных операций, такое, как сепаратор
Бартлез-Мозли и сдвоенный концентратор GEC, имеет большее
отношение поверхности концентрации к полу, чем перечистное
оборудование (табл. 15.2).
Производительность также до некоторой степени зависит
от относительной крупности тяжелых и легких частиц в пита-
нии. Если ценные частицы концентрируются в крупном классе,
то единичная производительность аппарата выше, чем если
ценные частицы преимущественно тонкие, так как более высо-
354
ТАБЛИЦА 15.2
Сравнение производительности гравитационных сепараторов для тонких
продуктов
Параметр Бартлез- Мозли Сдвоен- ный GEC Бартлез с Х-образ- ной лентой Встряхиваю - ще-качаю- щийся ваннер
Производительность по питанию, t/cvt 72 48 12 6
Площадь концентрации А, м2 75 22 7,7 2
Площадь пола В, м2 5,8 12 9,2 6,9
Отношение А/В 12,9 1,83 0,84 0.29
Производительность на единицу площади концентрации, т/'(сут-м2) 0,96 2,18. 1.56 3
Производительность на единицу площади пола, т/(сут-м2) 12,41 4 • • 1,3 0,87
кие поток пульпы и сдвигающие усилия могут применяться для
извлечения крупных ценных частиц.
Единичная производительность очистного оборудования, та-
кого, как концентратор Бартлез-Кроссбелт, также зависит от со-
держания тяжелых частиц в питании и от скорости, при кото-
рой они могут быть удалены из текущего потока при подходя-
щем качестве концентрата.
Например, в одной операции на одной машине можно мак-
симально извлечь 55 кг/ч хромита (рис. 15.20) при расходе пи-
тания 220 кг/ч. Любое дальнейшее увеличение расхода питания
сказывается в значительном уменьшении извлечения.
Характеристики пульпы, которые включают скорость потока
пульпы, содержание твердого (или плотность пульпы) и pH
пульпы, имеют основное влияние на единичную производитель-
ность.
Скорость потока пульпы. Уже было показано, что
оптимальная сепарация происходит, если скорость потока
пульпы вперед уравновешивается сдвигающей силой, применяе-
мой на сепараторе.
Скорость потока пульпы является функцией ее расхода, ши-
рины и наклона деки [55]. Последний уже рассматривался. Из
Рис. 15.20. Влияние скорости подачи
питания на показатели работы кон-
центратора Бартлез-Кроссбелт
12*
Скорость подачи пита-
ния, кг/ч
355
Рис. 15.21. Влияние скорости потока
на единицу ширины аппарата иа из-
влечение для некоторого гравитаци-
онного оборудования для тонких
продуктов:
/ — Бартлез-Мозли; 2 — Кроссбелт; 3 —
встряхивающийся ваннер
первых двух ширина потока пульпы — постоянная величина, за-
висящая от конструкции рассматриваемого аппарата. Напри-
мер, сепаратор Бартлез-Мозли имеет эффективную ширину
48 м, концентратор Кроссбелт 3 м, а встряхивающе-качаю-
щийся ваннер 0,8 м.
При увеличении скорости потока сверх оптимального зна-
чение извлечения быстро уменьшается, хотя оно не так зависит
при уменьшении скорости потока ниже оптимального. Ор-
битальные аппараты имеют более высокую оптимальную ско-
рость потока, чем ваннеры (рис. 15.21). Уменьшение извлече-
ния часто сопровождается увеличением степени обогащения до
достижения оптимальной для извлечения скорости потока, за-
тем степень обогащения или стабилизируется, или падает.
Плотность пульпы. Частица, подвергаемая сдвигу,
приобретает направленную вверх скорость, зависящую от уси-
лия сдвига [6]. Скорость возбуждения частицы кварца разме-
ром 10 мкм достаточна для подъема частицы касситерита раз-
мером 5 мкм пока они находятся в непосредственной близости.
Однако на ту же частицу касситерита не будет подобным об-
разом воздействовать частица диаметром 20 мкм на расстоя-
нии 200 мкм. Повышение плотности пульпы стесняет частицы
и таким образом увеличивает их сталкивание, вызывая сниже-
ние извлечения.
Критическая плотность пульпы, сверх которой извлечение
значительно падает, может быть увеличена удалением или, по
крайней мере, рассеиванием шламов крупностью—1 мкм.
Обычно орбитальные концентраторы работают при меньшем
содержании твердого (5—20%), чем встряхивающе-качающи-
еся ваннеры, где большие силы сдвига позволяют увеличить
содержание твердого в пульпе до 40 %, хотя бы для извлече-
ния относительно крупных частиц.
Явления поверхностной химии. При тонкой гра-
витационной концентрации, особенно частиц крупностью—
20 мкм, поверхностная химия частиц и поверхности деки не
может игнорироваться [22]. В этом диапазоне силы отталкива-
ния между частицами и между частицами и поверхностью деки
356
2
Рис. 15.22. Взаимосвязь между Рис. 15.23. Влияние pH
эффективностью сепарации, на эффективность сепа-
вязкостью и pH [44] рации иа сепараторе
Бартлез-Мозли
приближаются к гравитационным силам, действующим на час-
тицы.
Взаимосвязь между вязкостью и концентрацией твердого
была исследована Нортоном и др. [51]. Они предположили, что
вязкость складывается из вязкости жидкости, отдельных частиц
и столкновения между частицами. Они вывели следующую за-
висимость:
W- 7,(1- С) + К±С + ^Сп, (15.1)
где Vs—кажущаяся вязкость суспензии; V\ — вязкость жидко-
сти; С — объемная концентрация твердых частиц; Ki и —
коэффициенты, зависящие от крупности, формы и поверхност-
ной активности частиц; п—показатель, зависящий от поверх-
ностной активности, но не от крупности частиц.
Поскольку К2 зависит от подвижности частиц, они сделали
вывод, что электрокинетические свойства сильно зависят от ка-
жущейся вязкости.
Влияние поверхностных сил на эффективность гравитацион-
ного обогащения было изучено Мичеллом и Козио [44], кото-
рые подтвердили взаимосвязь между плотностью и вязкостью
пульпы. Взаимосвязь между вязкостью пульпы, pH и эффек-
тивностью сепарации ясно демонстрирует рис. 15.22.
Кроме того, взаимосвязь между эффективностью концентра-
ции и pH пульпы была выявлена для различных минералов
при действии различных реагентов.
Мичелл [43] изучал действие электрокинетического потенци-
ала концентрационной поверхности, ссылаясь на более ранние
работы Козио [24]. Поточные измерения потенциала с исполь-
зованием аппаратуры, разработанной Стритом и Стюартом
[60], показали, что электрокинетический потенциал всей иссле-
дованной поверхности отрицателен по всему диапазону pH и,
хотя погруженная в жидкость поверхность со шламами и фер-
ри-катионами уменьшает отрицательный потенциал, он не до-
стигает нуля.
357
Берт [16] также изучал действие pH и поверхности деки
в тонкогравитационной концентрации, используя сепаратор
Бартлез-Мозли. Для каждой исследованной поверхности деки
взаимосвязь между pH и эффективностью была аналогичной:
эффективность увеличивается от какого-то значения при низ-
ком pH к максимуму различного значения близко к нейтраль-
ному pH, после чего уменьшается при дальнейшем увеличении
pH (рис. 15.23).
Хотя степень сдвига повышает отношение силы Багнольда
к нормали, давление сдвига мало, и вязкость пульпы не влияет
на эту силу. Если степень сдвига мала, то отношение силы
Багнольда к нормали высоко, и взаимосвязь является тесной
и пропорциональной степени сдвига и обратно пропорциональ-
ной вязкости пульпы.
В текущем слое зона около поверхности деки обладает мак-
симальной степенью сдвига, а в верхней части слоя сила, спо-
собствующая извлечению, пропорциональна уменьшению сте-
пени сдвига и обратно пропорциональна вязкости.
Поэтому в верхних слоях вязкость и, следовательно, pH
имеют определяющее действие, в то время как в нижних слоях
поверхность деки имеет определяющее действие.
При высоком pH электрокинетический потенциал большин-
ства минералов, так же как поверхности деки, будет сильно от-
рицательным, приводящим к уменьшению эффективности, тогда
как высокая кажущаяся вязкость пульпы снижает эффектив-
ность при низком уровне pH.
Некоторое применение гравитационного обогащения тонкого
материала. Гравитационное обогащение тонкого материала
в настоящее время применяется для различных минералов,
главным образом высокоценных. Они включают касситерит,
тантал, колумбит, вольфрам, золото и серебро, а также хро-
миты. В некоторых случаях может включаться флотация или
магнитная сепарация; однако гравитация продолжает оста-
ваться основным концентрационным процессом.
Наклонный концентратор Денвер Букман.
Основное применение этого аппарата — оловянная и воль-
фрамовая промышленность. На фабрике «Сулливан» в Британ-
ской Колумбии, Канада, где был разработан аппарат, концент-
раторы Денвер Букман продолжают удовлетворительно рабо-
тать [35], однако имеются и другие места, где эти аппараты
продолжают работать.
Встряхивающе-к а чающийся ваннер. Первона-
чально эти аппараты были установлены на вольфрамовом пред-
приятии Тайшан в провинции Янцзы в Южном Китае [23]. Пи-
тание встряхивающе-качающегося ваннера было комплексным-
с содержанием 10—15 % вольфрамовых минералов, 10 % суль-
фидов и железных оксидов, 25—30 % турмалина и амфибола,,
358
ТАБЛИЦА 15.3
Показатели работы встряхнвающе-качающнхся ваннеров на вольфрамовом
предприятии «Таншан»
Продукт Выход, % Содержание WO3, % Распределение WO3, %
Окончательный концентрат 8,1 61,83 71,9
Сульфиды 3,3 5,07 2,5
(Грубый концентрат) (11,4) (45,13) (74,4)
Контрольные хвосты 88,6 2,00 25,6
Питание 100 6,92 100
40—50 % легких минералов пустой породы (кварц, слюда и
карбонаты). Более 80 % по массе этого минерала имеет диапа-
зон крупности —74+19 мкм.
Этот материал, первоначально перерабатываемый на стан-
дартных шламовых качающихся столах после предварительного
удаления сульфидов, перерабатывался на трех ваннерах. Два
аппарата были подключены последовательно, производя основ-
ную и контрольную сепарацию, а третий аппарат служил для
перечистки обоих концентратов посредством пленочной флота-
ции сульфидов. Технологические данные приведены в табл.
15.3.
Концентраторы Джонсон-Барре л и с беско-
нечной лентой. Эти два аппарата используют почти исклю-
чительно в Южной Африке при переработке золотосодержащих
руд и драгоценных камней. По крайней мере, одно горное пред-
приятие («Англо-Американ корпорейшн») применяет эти аппа-
раты для извлечения тонкого свободного золота в цикле из-
мельчения пустой породы на цианидной фабрике и увеличения
сквозного извлечения на фабрике. Аппарат Джонсон-Баррел
применяют для предварительной концентрации в цикле с ван-
нером с бесконечной лентой как перечистного аппарата. До
пяти сепараторов Джонсон-Баррел требуется на каждый ван-
нер. Более подробное описание практики золотоперерабатываю-
щего предприятия Южной Африки дано в гл. 24.
Сепаратор Бартлез-Мозли и концентратор
Бартлез-Кроссбелт. В последнее десятилетие эти два ап-
парата включены во многие тонкогравитационные фабрики или
индивидуально, или последовательно друг с другом.
Эти аппараты перерабатывают различное минеральное сырье
во всем мире. Хотя большинство операций требует только не-
скольких аппаратов, имеются сообщения о различных крупных
установках, одна из наиболее рекламируемых — «Кид Крик
майн» в Канаде. На Солнечной фабрике (СССР) эти аппараты
применяют для извлечения олова. Комплексный цикл, разрабо-
359
ТАБЛИЦА 15.4
Показатели работы сепаратора Бартлез-Мозли на различных отходах
Материал Характеристики питания Извлече- ние, % Степень обогаще- ния
Крупность Содержание, %
% МКМ
Касситеритовые шламы 45 10 0,36Sn 47 6,4
Шеелитовые хвосты 60 45 0,25WOS 70 2,8
Вольфрамит 90 100 3,4WO3 92 3,1
Танталитовые хвосты 90 40 0,08Та205 68 2.5
Касситеритовые хвосты 80 50 0,49Sn 70 3,1
тайный на опытной фабрике, позволяет сравнивать качающиеся
столы конструкции Мозли и советские [38].
Показатели сепаратора Бартлез-Мозли на различных мате-
риалах приведены в табл. 15.4.
Со времени внедрения концентратора Бартлез-Кроссбелт
в 1977 г. он быстро нашел применение как основной метод по-
вышения качества предварительного концентрата сепаратора
Бартлез-Мозли и другого оборудования.
Типичный пример объединенного цикла — «Танталум май-
нинг корпорейшн», Канада [17]. Ее работа подробно описана
в гл. 29. Гравитационная шламовая установка относительно'
проста, тем не менее достигается чрезвычайно высокая общая
степень обогащения при удовлетворительно хорошем извлече-
нии (табл. 15.5).
Концентратор Кроссбелт не только применяется последова-
тельно с сепаратором Мозли, но и находит увеличивающееся
применение для одностадийного обогащения.
ТАБЛИЦА 15.5
Извлечение бедных танталовых шламов гравитацией
Продукт Выход Содержа- ние Та2О5, % Распре- деление Та2О5, % Степень обогаще- ния, %
т/ч %
Конечный концентрат 0,01 0,07 42,50 39,7 44,7
Хвосты Кроссбелта 0,15 1,73 0,24 4,2 —
(Концентрат стола Холмана) (0,16) (1,8) (3,38) (45,9) (35,6)
Хвосты стола Холмана 1,80 14,7 0,095 14,5 —
(Концентрат Мозли) (1,96) (16,5) (0,357) (59.41 —
Хвосты Мозли 10,44 83,5 0,047 41.6 — ,»
Питание шламовой установ- ки 12,40 100 0,095 100 'i
360
ТАБЛИЦА 15.6
Типичное применение концентратора Бартлез-Кроссбелт как одностадийного
аппарата
Материал сепарации Содержание в питании, % Содержание в концентрате, % Извлечение, %
Хромитовый продукт 22,9Сг,О3 46,5Сг.,О3 87
Флюорит из галенитового 54,1РЬ, РЬ к-т: 70,9РЬ, 72Pb
флотационного концентрата 2.53F 0,76F;F к-т: 33,1РЬ 4.74F 83,5F
Пирит-молибденитовый кон- центрат 40,4Мо, 9,2Fe Мо к-т: 51,5Мо, 3,3Fe; Fe к-т: 22Мо, 19Fe 79,4Мо 77,6Fe
Контрольный шеелитовый продукт 0,7WO3 52,8WO3 77,7
Слив оловянных шламов 1,05Sn 28,8Sn 65,8
Одно из наиболее важных и широко распространенных та-
ких применений— извлечение хромита из хвостов фабрики.
Здесь, как и в других случаях (табл. 15.6) содержание тяжелых
минералов в питании концентратора Кроссбелт довольно вы-
сокое (25—50 °/о тяжелых минералов); степень, при которой тя-
желый концентрат может быть удален из постели при требуе-
мом качестве, становится ограничивающим фактором, когда
речь идет о производительности.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Agricola, G. (1556). De Re Metallica, trans Hoover, H. D., and Ho-
over, L. H. Dover Publications Inc., 279—283.
2. Anon (1954). Anglo American Belt Concentrator. Optima 4 No. 3.
35-6.
3. Anon (1975). The Bartles-Mozley Concentrator. Coal Gold and Base
Metals of Southern Africa. Nov. 55—57.
4. Anon (1981). New Mineral Processing Equipment improves Tin Plant
Performance in Cornwall. Min. Mag. July 28—9.
5. Arthur, C. (1967). The Mozley Multi-Deck Slime Concentrator. Cam-
borne School of Mines Magazine. 20—29.
6. Bagnold, R. A. (1954). Experiments on a Gravity Free Dispersion of
Large Solid Spheres in a Newtonian Fluid Under Shear. Proceedings The
Royal Society Sect. A. Volume 225 49.
7. Bath, M. D„ Duncan, A. J. and Rudolph, E. R. (1973). Some Factors
Influencing Gold Recovery by Gravity Concentration. S. Afr. Inst. Min. and
Metall. 363—384.
8. Beath, С. B., Cousins, C. A. and Westwood, R. J, (1961). The Exploita-
tion of the Platiniferous Ores of the Bushveld Igneous Complex with Par-
ticular Reference to the Rseutenburg Platinum Mines. Proc. Seventh Common-
wealth Min. and Metall. Cong. Johannesburg, 1 217—243.
9. Bernewitz, M. W. Von (1935). Corduroy as a Gold Saver. Eng. Min.
J. 136, 63-67. , „
10. Blaskett, K. S. and Hudson, S. B. (1966). Beach Sand Minerals. In
361
J. T. Woodcock (Ed). The Australian Mining, Metallurgical and Mineral In-
dustry. Australian Inst. Min. and Metall. Melborne, Chapter 15.
11. Burch, C. R. and Mozley, R. H. (1956). Some Experiments in Gra-
vity Concentration. Trans Cornish Inst, of Eng. 12 24—40.
12. Burt, R. 0. (1968). Discussion of Collins, D. N., Kirup, J. L., Da-
vey, M. H., and Arthur, C., Flotation of Cassiterite: Development of a Flo-
tation Process. Trans. I. M. M. Inst. Min. and Metall. 77 C180.
13. Burt, R. 0. (1975a). Gravity Concentration of Fine Minerals—an In-
tegrated Route. Chem. and Ind. Jan. 64—69.
14. Burt, R. 0. (1975b). Development of the Barties Crossbelt Concentra-
tor for the Gravity Concentration of Fines. Inter. J. of Miner. Proc. 2 219—
234.
15. Burt, R. 0. (1977). On-stream Testwork of the Barties Crossbelt Con-
centrator. Mining Mag. Dec. 631—635.
16. Burt, R. 0. (1978). A Study of the Effect of Deck Surface and Pulp
pH on the Performance of a Fine Gravity Concentrator. Inter. J. of Miner.
Proc. 5 39—44.
17. Burt, R. 0. (1979). Tantalum Mining Corporation’s Gravity Concentra-
tor— Recent Developments. С. I. M. Bull., Sept. 103—108.
18. Burt, R. 0. (1980). Slime Recovery by Gravity Concentration —
A Viable Alternative? in P. Somasundaran (Ed.) Fine Particles Processing
Vol. 2 A. I. M. E. New York, Chapter 69, 1359—1375.
19. Burt, R. 0. and Ottley, D. J. (1973). Developments in Fine Gravity
Concentration using the Bartles-Mozley Table. Proc. Ann. Meet. Canadian
Mineral Processors 5th, Ottawa 29 pp.
20. Burt, R. O. and Ottley, D. J. (1974). Fine Gravity Concentration
Using the Bartles-Mozlev Concentrator. Inter J. of Miner. Proc. 1 347'—
366.
21. Burt, R. O. and Stoelzle, H. IIQ1T]. Recovery of Fine Tin Ores By
Gravity Concentration. Paper presented at International Tin Sumpositim La
Paz, Bolivia, 24 pp.
22. Chaston, I. R. M. (1962). Gravity Concentration of Fine Cassiterite,
Trans. Inst. Min. and Metall. 71 Jan. 215—225.
23. Chin, P. C., Wang, У. T. and Sun, У. P. (1979). A New Slime Con-
centrator— The Rocking Shaking Vanner in J. Laskowski (Ed.) Thirteenth
Int. Min. Proc. Cong. Warsaw, Elsevier 1980, 1398—1423.
24. Casio, H. J. (1966). A Study of the Effects of Electrokinetic Poten-
tial in Gravity Concentration of Fine Cassiterite. D. M. T. Thesis Camborne
School of Mines (Unpub.).
25. Cuadros, Paz A. (1966). Proposed Flowsheets for the Treatment of
Mineral Tin Oxides in O. Davila M. (Ed.) First Inter. Symposium for the
Concentration of Tin. Oruro Bolivia 146—163.
26. Douglas, E. (1962). Derivation of Basic Efficiency for Concentra-
ting Operators. Trans. Inst. Min. and Metall. 71 697—704.
27. Douglas, E. and Bailey, D. L. R. (1961). Performance of a Shaken
Helicoid as a Gravity Concentrator. Trans. Inst. Min. and Metall. 76 637—
657.
28. Falcon, L. M. (1975). Gravity Recovery of Fine Tin Using the Bart-
ies— Mozley Concentrator. J. S. Afr. Inst, of Min. and Metall. 76 98—102.
29. Ferrara, G. (1960). A Process of Cetrifugal Separation Using a Ro-
tation Tube. Proceeding 5th Int. Min. Proc. Cong. The Inst, of Min. and
Metall. London, 173—184.
30. Gaudin, A. M. (1939). Flowing Film Concentration and Tabling.
Principles of Mineral Processing McGraw Hill 280—306.
31. Goodman, R. H„ Hylton, J. and Selby, D. W. (1982). Current Expan-
sion at the Renison Tin Mine Tasmania. Trans. Inst. Min. and Metall. 91
A32—41.
32. Harris, J. H. (1959). Serial Gravity Concentration — a new tool in
mineral processing. Trans. Inst. Min. and Metall. 69 85—94.
362
33. Henderson, J. (1857). Dressing Tin and Copper Ores in Cornwall.
Proc. Inst. Civil Engineers 16.
34. Hocking, H. (1968). Recent Developments at Geevor Mine Treatment
Plant. Trans. Cornish Inst. Eng. 23 (New Series).
35. Jacobi, H. P. (1978). Cominco Ltd.— Sullivan Concentrator in D.
E. Pickett (Ed.) Milling Practice in Canada. Can. Inst. Min and Metall.
Special Vol. 16, 208—214.
36. Johnson, E. H. (1927). Concentration and Selective Regrinding. Int.
Chem. Met. and Min. Soc. of S. Africa, April 215—220.
37. de Kok, S. K- and Lloyd, P. J. D. (1982). Advances in Metallurgical
Equipment in South African Gold-recoverv Plants. 12th CMMI 2 S. Afr. Inst.
Min. and Metall, 527—538.
38. Промышленные испытания шлюзов Бартлез-Мозли на Солнечной обо-
гатительной фабрике/В. Г. Котляров, В. А. Волков, Е. Н. Вишневский и др.—
Обогащение руд, 1975, № 2, с. 36—39.
39. Kustel, G. (1865). Concentrating Table for Ores. U. S. Pat. 46,
806.
40. McDermott, IV. (1875). The Frue Concentrator. Trans Am. Inst.
Min. Eng. 3 357—360.
41. Michell, F. B. (1957). The Concentration of Fine Cassiterite by Gra-
vity Methods. Trans. Cornish Inst, of Eng. 12 56—77.
42. Michell, F. B. (1962). Discussion of Chaston, I. R. M., Gravity Con-
centration of Fine Cassiterite. Trans. Inst. Min. and Metall. 71 397—436.
43. Michell, F. B. (1968). Electrokinetic Phenomena which effect Gravity
Goncentration. Proc. 8th Int. Miner. Proc. Cong. Leningrad. Paper C3 11 pp.
44. Michell, F. B. and Casio, H. J. (1966). The Gravity Concentration
of Fine Cassiterite With Special Reference to the Effect of Electrokinetic
Properties. First International Symposium for the Concentration of Tin Oruro
Bolivia 211—241.
45. Mills, C. and Burt, R. O. (1979). Thin Gravity Concentrating Devi-
ces and the Bartles-Mozley Concentrator. Min. Mag. July 32—39.
46. Moncrief), G. A., and Lewis, P. J. (1977). Treatment of Fine Ores.
Trans. Inst, of Min. and Metall. 86 A56—60.
47. Moor, C. G. (1928). Tin Mining Pitman, London.
48. Mozley, R. H. (1967). A Gravity Concentrator for Fine Minerals.
A Technical Conference on Tin. The International Tin Council London, Vol.
1 81-87.
49. Mozley, R. H. (1977). A Gravity Concentrator for Sand Tailings.
Paper presented at International Tin Symposium La Paz, 21 pp.
50. Mozley, R. H. (1978). A New Gravity Concentrator for Tailings Re-
treatment. Camborne Sch. Mines J 78 49—54.
51. Norton, F. H., Johnson, A. L. and Lawrence, W. G. (1944). Funda-
mental Studies of Clay, VI Flow properties of kaolin-water suspensions. J.
Am. Ceramic Soc. 27 (5) 149—164.
52. Osborne, D. G. (1973). Mineral Processing in Cornwall. Min. Mag.
128.
53. Osborne, D. G. (1978). Recovery of Slimes by a Combination of Se-
lective Flocculation and Flotation. Trans. Inst, of Min. and Metall. 87
C189_____Cl 93.
54. Ottley, D. J. (1979). Technical, Economic and Factors in the Gravity
Concentration of Tin, Tungsten, Columbium and Tantalum Ores. Minerals
Sci. Eng. 11 (2) April 99—121. t
55 Page L (1928) Introduction to Theoretical Physics. D. Van Nost-
rand Co. Inc.' N. Y. 229. ,
56. Richards, R. H. anf Locke, С. E. (1940). Textbook of Ore Dressing.
McGraw Hill, 206—231. , ,,,,,,
57. Symons, T. (1913). The Evolution of the Round Table for the Treat-
ment of Metalliferous Slimes. Trans. Am. Inst. Min. Eng. 46 338—362.
363
58. Somasundaran, P. (1979). Piocessing Mineral Fines. Eng. and Min.
J. Dec. 64-68.
59. Somasundarati, P., (Ed.) (1980). Fine Particles Processing. Am. Inst.
Min. Eng. New York, 2 vols.
60. Street, N. S. and Stewart, P. F. (1961). Measurement of Zeta Po-
tential by Radial Streaming Methods. Colorado School of Mines Bull. 56 3;
55—61.
61. Taggart, A. F. (1954). Handbook of Mineral Dressing J. F. Wiley,
New York. Sec. 11.
62. Tetlaw, J. A-, and Clifford, G. F. (1960). Gravity Concentration.
U. K. Pat. 845, 154.
63. Thompson, B. A., Amsden, M. P. and Chapman, C. (1977). Texasgulf
Canada Ltd.— Kidd Creek Concentrator in D. Pickett (Ed.) Milling Practice
in Canada. Can. Inst. Min. and Metall. Special Vol. 16 194—200.
64. Thunaes, A. and Spedden, H. R. (1950). An Improved Method of Gra-
vity Concentration in the Fine Size Range. Trans. Am. Inst. Min. Eng. 187
879—882.
65. Wright, P. A. (1966). Extractive Metallurgy of Tin. Elsevier 44.
Глава 16
ПНЕВМАТИЧЕСКОЕ ГРАВИТАЦИОННОЕ
ОБОГАЩЕНИЕ
Сепарация минерала одного вида от другого — обогащение
минерального сырья — обычно мокрый процесс, происходящий
в водонесущей среде. Тем не менее, сухая сепарация минера-
лов играет значительную роль в некоторых областях промыш-
ленности.
Пневматическая сепарация — отделение одного вида мине-
рала от другого без воды или жидкости, но с использованием
воздуха как суспензионной среды. Используются пять основных
видов процессов пневматической сепарации:
ручная выборка, которая, хотя и эффективна при ограничен-
ном диапазоне крупности частиц (25—100 мм), но требует
большой интенсивности труда и применяется только при спе-
циальных обстоятельствах или там, где труд относительно изо-
билен и дешев;
механическая сортировка, при которой автоматически отби-
раются отдельные частицы на основе различий в одном из трех
физических свойств—цвет, люминесценция, отражение рентге-
новского излучения и т. д. Высокоавтоматизированное с приме-
нением современной компьютерной технологии механическое
сортировочное оборудование обычно применяется для предва-
рительного обогащения крупных частиц — в диапазоне крупно-
сти— 150+ 10 мм;
сухая магнитная сепарация, основанная на различной маг-
нитной восприимчивости минералов. Низко- или высокоинтен-
сивная магнитная сепарация может применяться для сепарации
довольно тонких частиц;
364
электростатическая сепарация, основанная на различных
проводимости и поверхностных свойствах минералов. Требуется
достаточно узкий диапазон крупности питания, стоимость пере-
работки высокая; обычно применяется как конечная перечист-
ная или сепарационная операция;
сухое гравитационное обогащение (пневматическая сепара-
ция) имеет потенциально самое широкое применение из всех
видов процессов. Тем не менее, имеется только ограниченная
область производящегося оборудования для сухой гравитаци-
онной концентрации, поэтому их выбор и применение ограни-
чены.
Пневматическое гравитационное обогащение является объ-
ектом, часто рассматриваемым как исследователями, так и
в технической литературе. Однако механизмы и принципы пнев-
матического обогащения недостаточно поняты, а изучение пред-
мета скорее эмпирическое, чем теоретическое.
Принципы. Сепарация частиц в потоке воздуха практику-
ется много столетий; веяние соломы от зерен было обычной
практикой в библейские времена. Однако действие принципов,
здесь действующих, ближе к воздушной классификации, чем
к концентрации. Собственно сухое гравитационное обогащение
приобрело какое-то значение только в конце XIX в.
В мокрых гравитационных процессах сепарационная среда —
непременно вода — имеет плотность, значительно зависящую от
плотности частиц. Исключая тяжелосредную сепарацию, плот-
ность сепарационной среды находится между плотностью тяже-
лой и легкой фракций материала, подвергаемого сепарации.
В пневматических гравитационных процессах, однако, плот-
ность воздуха незначительна и необходимо создать среду со
средней плотностью флюидизацией постели самого материала
питания.
Флюидизация. Флюидизирование постели относительно рас-
пространено в химическом производстве. Преимущества флю-
дизации в этой области заключаются в том, что она происходит
под действием поднимающегося потока газа, является турбу-
лентной и увеличивает коэффициент переноса массы. Для рас-
слоения внутри флюидизированной постели, однако, такая тур-
булентность— недостаток, так как требуется прямолинейный
поток [6].
Флюидизация большинства частиц может быть представ-
лена графической зависимостью снижения давления при увели-
чении газового потока (рис. 16.1).
По мере того как поток газа через определенную массу уве-
личивается, падение давления также увеличивается в точке,
где падение давления, умноженное на площадь поперечного се-
чения сосуда, будет равно весу частиц; именно в этой точке ча-
стицы начинают приходить в движение. Это — начало флюиди-
365
Скорость газового потот^/с
Рис. 16.1. Особенности флюидизации.
Зависимость падения давления от
увеличения газового потока
зации, которая представлена точкой 4 на ;'рис. 16.1 (4). В этой
точке кажущаяся плотность оа постели • . '
ofl = (l—e)Gs + eoz, (16.1)
где 0а — кажущаяся плотность постели, 10~3 кг/м3; е — пори-
стость (пустотность) постели, %; оа— плотность твердого,
10~3 кг/м3; ст/— плотность газа, 10-3 кг/м3.
По мере того как газовый поток увеличивается дальше, ка-
жущаяся плотность постели медленно уменьшается до достиже-
ния точки В. При некоторой стадии между точками А и В пря-
молинейная форма потока может сменяться на турбулентный.
Область интересов технологии обогащения — только та, что
выше точки минимальной флюидизации воздушного потока.
Минимальный воздушный поток, требуемый для флюидиза-
ции, зависит от крупности частиц, их плотности и вязкости газа.
Лева [13] подсчитал минимальный газовый поток
Umf = l<82[af (a _af)]0’V°’88, (16.2)
где Umf— газовый поток, кг/ (мин -м2); ds—диаметр твердых
частиц, м; ц— вязкость, Н-с/м2.
Действие различных параметров на минимальный флюиди-
зирующий воздушный поток изучали Лупа и Ласковски [15]. Их
работы подтвердили взаимосвязь между минимальным воздуш-
ным потоком флюидизации Umf и плотностью твердых частиц,
но показали, что минимальный воздушный поток флюидизации,
требуемый для смешивания частиц различной плотности, бли-
зок к минимальному воздушному потоку флюидизации, тре-
буемому для легкой фракции (рис. 16.2). Однако, как уточнили
Лупа и Ласковски, имеется одна важная трудность в измене-
нии требуемого воздушного потока: при Umf смесь сегреги-
руется.
Лупа и Ласковски также определили, что влажность флю-
идизирующего воздуха вредна, так как значительно повышает
минимальный воздушный поток флюидизации (рис. 16.3); при
ее избытке происходит агрегация частиц, в результате чего воз-
душный поток образует каналы и флюидизация нарушается.
Процессы пневматического гравитационного обогащения.
Большинство этих процессов, разработанных или применяемых
366
Содержание магнетита
О смеси, °/о
Рис. 16.2. Действие до- Рнс. 16.3. Влияние со-
бавки магнетита (содер- держания влаги во
жание магнетита в смеси флюидизирующем воз-
при минимальном флюи- духе на L/mj [15]
лизирующем потоке) ' -
[15]: . . -
1---0,5+0.25 мм; т . : ’
2---0,25+0,1 мм; '
.3--0,14-0,05 мм и
в промышленности, имеет те же принципы, что и их аналоги
при мокром гравитационном обогащении. Они включают тяже-
лосредную сепарацию, отсадку, суживающиеся шлюзы и столы.
Хотя механизмы сепарации мокрых и сухих аппаратов не могут
быть абсолютно теми же, мокрые сепараторы, уже описанные
довольно подробно в предыдущих главах, дают достаточную
исходную основу для их сухих аналогов. Разработано также
другое оборудование для пневматического гравитационного обо-
гащения, не имеющее прямых аналогов в мокром обогащении.
К такому оборудованию относится сепаратор с флюидизирован-
ной постелью (кипящим слоем) и «Зиг-Заг».
Все оборудование для сухого обогащения, исключая пневма-
тические отсадочные машины, используют постоянный контро-
лируемый поднимающийся воздушный поток. Пневматическая
отсадка применяет пульсирующий воздушный поток, используя
пульсацию для расслоения материала до известной степени
сравнимого с аналогом в мокрой концентрации.
Тяжелосредная сепарация. Хотя преобладающее большин-
ство материалов, если не все, перерабатывается мокрой тяже-
лосредной сепарацией, все же имеется еще непромышленный
ее аналог в сухой сепарации.
Дуглас и Волш [6] выполнили предварительные исследова-
ния на лабораторном пневматическом тяжелосредном сепара-
торе. Как и в практике мокрой тяжелосредной сепарации, среда
с эффективной плотностью между плотностью тяжелой фрак-
ции и плотностью легкой фракции поддерживалась в суспензии
флюидизацией.
367
Содержание галенита
в смесщ°/о
Рис. 16.4. Эффективная плотность
жидкости и смеси ферросилиция и
галенита [6]:
1 — плотность смеси; 2 — плотность жид-
кости
Рис. 16.5. Пневматиче-
ский тяжелосредиын се-
паратор [6]:
1, 2 — приемники соответст-
венно для легкого и тяже-
лого продуктов; 3 — вибро-
возбудитель; 4 — флюидизи-
рующий воздух
Среда. Плотность избранной среды должна иметь первич-
ное влияние на кажущуюся плотность флюидизированной
среды; крупность частиц и их форма, а также расход флюиди-
зирующего воздуха должны иметь вторичное влияние. Дуглас
и Волш [6] испытали различную возможную среду, часть из ко-
торой должна быть экономичной и практичной, а другая нет, и
получили диапазон кажущейся плотности 800—6300 кг/м3. Са-
мый легкий материал — силикатный песок крупностью —100 +
+ 75 мкм, а самый тяжелый — карбид вольфрама той же круп-
ности. Более важная возможная среда — магнетит, ферросили-
ций и, в меньшей степени, галенит.
Эффективная плотность флюидизированного ферросилиция
изменяется от 2200 кг/м3 для материала крупностью +250 мкм
до 3000 кг/м3 для материала крупностью —75 мкм. Возможный
диапазон эффективной плотности может быть увеличен смеши-
ванием ферросилиция и галенита в различных пропорциях
(рис. 16.4).
Оборудование. Дуглас и Волш [6] использовали для ис-
следований аппарат, который может быть лучше всего описан
как «модифицированный вибрационный питатель». Использо-
ванное оборудование (набор инструментов) представляет собой
наклонный желоб, закрытый у нижнего конца регулируемой
плотиной и вибрирующий под действием электромагнита таким
образом, что заставляет материал двигаться через желоб
368
к верхнему концу (рис. 16.5). Дно желоба выполнено из ока-
ленной медной (латунной) пластины. Под желобом установлена
воздушная коробка со многими отсеками.
При работе материал питания, подаваемый за перегород-
кой, оседает таким образом, что не позволяет материалу с низ-
кой плотностью всплыть к более мелкому концу желоба. Лег-
кие частицы с некоторым количеством среды плывут к заднему
концу желоба, где среда удаляется с помощью решета. Тяже-
лые частицы опускаются через среду и, благодаря вибрации
желоба, продвигаются к другому концу, который они проплы-
вают с некоторым количеством среды. Среда также удаляется
на решете.
При работе с жидкой тяжелой средой ее плотность регули-
руется изменением содержания твердого в суспензии; но такое
регулирование невозможно во флюидизированной среде. Од-
нако во флюидизированной постели существует градиент плот-
ности, у дна постель имеет большую плотность, чем в верхней
части. Значение градиента зависит от состава постели, диапа-
зона крупности частиц и однородности. Эффективная плот-
ность среды, увлекаемой с тяжелой фракцией, выше, чем плот-
ность среды, увлекаемой с легкой фракцией. Следовательно,
рециркулированием двух сред по отдельности при контроли-
руемом их расходе можно достичь относительно жесткого конт-
роля эффективной сепарационной плотности.
Были проведены опыты по пневматической сепарации раз-
личного материала, включая полиминеральное сырье, на четыре
фракции с тремя фазами при плотности среды 2780; 3300 и
4500 кг/м3 (табл. 16.1).
ТАБЛИЦА 16,1
Сепарация полиминеральиого питания сухой тяжелосредной сепарацией [6]
Продукт ; , v , Выход, % Флюорит Бариты Галенит
1 Содержание ' CaF2, % Распределе- ние, % Содержание 1 BaCOt % Распределе- ние, % Содержание РЬ, % Распределе- ние, %
Всплывший при плотно- сти, кг/м3: 1,5
2780 25,1 12,44 9,0 0,23 0,2 0,18
3300 37,6 76,56 83,0 11,05 12,5 0,52 6,6
4500 29,9 7,49 6,5 85,68 77,0 2,04 20,6
Осевший при плотности 7,4 7,28 ',5 46.63 10,3 28,56 71,3
4500 кг/м8 Исходный 100 34,69 100 33,28 100 2,96 100
369
Рис. 16.6. Противоточный флюидизирующий каскад [8]:
/ — цепь; —плавающий слой (уголь); 3 — осевший слой (отходы); 4 —пластина для
поддержания постели
Вероятная погрешность сепарации равна 0,11, т. е. выше,,
чем для аналогичной мокрой сепарации, но, тем не менее, до-
пустимая.
Противоточный флюидизационный каскад.
Второе приближение к сухой тяжелосредной сепарации — про-
тивоточный флюидизационный каскад (CFC), разработанный
в Канаде [1, 5, 8].
Первый вариант этого оборудования был выполнен без до-
бавления среды — расслоенный воздухом материал производит
свою собственную «постель». Этот метод до сих пор предпочи-
тается для сепарации тонких частиц, но не для крупных.
Противоточный флюидизирующий каскад состоит (рис. 16.6),
по существу, из удлиненной мелкой постели, флюидизирован-
ной с помощью постоянного направленного вверх потока воз-
духа, проходящего через решетку из стального перфорирован-
ного листа. Встречное движение верхних и нижних слоев
постели генерируется с помощью бесконечной цепи, которая дви-
гает тяжелую фракцию, необычно называемую Германом и др.
[8] «грузом», в одном направлении, тогда как легкая фракция,
или «плавающий груз», плывет в другом направлении, запол-
няя пустоты. В отличие от обычного противоточного обогати-
тельного оборудования, между фракциями на сепараторе CFC
нет четкой границы; скорее фракции определяются их направле-
нием движения, а граница — горизонтальной плоскостью, у ко-
торой вектор горизонтальной скорости равен нулю. Несмотря
на то, что на фазовой границе не происходит разрыва состава,
средний состав двух фаз — над и под плоскостью нулевой ско-
рости— при данном положении оси в сапараторе CFC различа-
370
Рис. 16.7. Типичные кривые распределения при обогащении материала круп-
ностью —20+0,8 мм (а), —20+6 мм (б) н —6+0,8 мм (в) соответственно
в тяжелосредн ом циклоне, отсадочной машине «Баум» и аппарате CFC
ется из-за явления сегрегации. Главный градиент состава имеет
горизонтальное направление и, в основном, удлинение сепара-
тора CFC увеличивает степень сепарации, почти как увеличе-
ние числа пластин увеличивает сепарацию в дистилляционной
колонне [1].
Аппарат оценивался на различных углях Канады, исполь-
зуя известняк или песок, смешанные с гематитом или магнети-
том, в качестве среды. При обычной сепарации вероятная по-
грешность сепаратора CFC приближалась к погрешности мок-
рой тяжелосредной системы на частицах крупностью —25+ 6 мм
(рис. 16.7), но эффективность заметно уменьшается, если круп-
ность частиц ниже 2 мм; при этой крупности вероятная погреш-
ность близка к погрешности отсадочной машины [1].
Противоточный флюидизационный каскад поэтому имеет
возможность стать рекордсменом сухих систем, когда речь идет
об эффективности, и их полная промышленная разработка яв-
ляется, вероятно, делом времени.
Пневматическая отсадка. Использование пневматической от-
садки в угольной промышленности США достигло своего пика
в середине 1960-х гг., когда перерабатывалось таким образом
более 23 млн. т битуминозного угля, что составляло до 7,6 %
общего его выпуска (11, 16]. Хотя пневматическая отсадка
вновь приобрела некоторую популярность в последние не-
сколько лет, благодаря своим потенциальным преимуществам
с точки зрения охраны окружающей среды, маловероятно, что
она будет играть важную роль в обогащении угля.
Упадок в использовании пневматической отсадки привел,
что объяснимо, к снижению ассортимента машин, все еще про-
изводимых в США от 7 до 3. Пневматические отсадочные ма-
шины производят также в СССР [3]. Отсадочная машина
371
Рис, 16.8. Отсадочная машина Супер-аэрофлой:
1 — лоток для промпродукта; 2 — перфорированная пластина деки; 3—колпак для
пыли; 4 — возвратно-поступательный питатель; 5 — затвор питателя; 6 — бункер пита-
ния; 7 — привод; 8 — привод питателя с регулируемой скоростью; 9 — «порхающий»
клапан и дроссель; 10 — воздушный затвор для отложений тонких частиц; И — кон-
вейер для тонкого продукта; 12 — воздушная изоляция; 13—/5 — тяга отходов соответ-
ственно Ш, II и I стадий
Супер-аэрофлой, производимая фирмой «Робертс энд Чаефер
компании, является примером аппарата для пневматической от-
садки.
Отсадочная машина Супер-аэрофлой (рис. 16.8) состоит,
в основном, из пористой деки, движущейся возвратно-поступа-
тельно над воздушной или нагнетательной камерой, устройства
для подачи питания и механизмов для удаления тяжелого (сла-
нец или другая порода) и легкого (очищенный уголь) про-
дуктов.
Пористая дека представляет собой перфорированное пори-
стое покрытие, прикрепленное поверх отдельных пластин, кото-
дые делят деку поперек на секции размером ПО мм. Эти отсеки
заполняются керамическими шариками, удерживаемыми на ме-
сте с помощью пластин с щелями, которые скользят поверх
друг друга, что позволяет регулировать подачу воздуха от нуля
до полностью открытой площади щелей. Шарики образуют пер-
вичную деку, которая оказывает значительное сопротивление
для обеспечения равномерного распределения воздуха по всей
ширине отсадочного стола, минимизируя некоторую тенденцию
для воздуха к короткому циклу, не считающегося характерным
для отсадочной постели.
Вся дека имеет примерно 150 мм в глубину и помещается
в каркасе, присоединенном к стационарной нагнетательной ка-
мере с помощью резиновой прокладки. Дека качается с по-
372
мощью привода с отдельным грузом, вращающегося баланса,
при частоте примерно 600 мин-' с амплитудой 6 мм. Флюиди-
зирующий воздух поступает в нагнетательную камеру через
вращающийся «мерцающий» клапан для создания необходимого
пульсирующего потока при расходе, который может варьиро-
ваться от 0,5 до 2,5 м3/мин на 1 м2 поверхности деки.
Руда поступает через питатель с варьируемой скоростью
к вершине деки и благодаря пульсирующему потоку воздуха
разделяется на тяжелую и легкую фракции. Тяжелая фракция
удаляется из постели через три точки всасывания вдоль по-
стели. Промпродукт и легкая фракция (уголь) разгружаются
через конец деки. Некоторые тонкие тяжелые частицы, которые
проходят через поры деки, удаляются из нагнетательной ка-
меры с помощью винтового конвейера, а пыль, попавшую в воз-
дух, очищают в циклонах.
Серия пневматических отсадочных машин ПОМ, производи-
мых в СССР, отличается от машин Супер-аэрофлой, в основ-
ном, механизмом пульсации. В отличие от Супер-аэрофлой,
которая имеет один «мерцающий» клапан, расположенный
в тылу нагнетательной камеры, и воздушный контроль для от-
дельной секции отсадочной постели производится с помощью
щелевых пластин, машины ПОМ имеют всего 6 пульсационных
клапанов, каждый из которых контролирует воздушный поток
в определенной секции отсадочной машины [3].
Эксплуатация. Сравнительно мало (забот было выпол-
нено в последние годы по изучению влияния эксплуатационных
параметров на показатели пневматической отсадки. Киллмайер
и Дерброук [II] изучали работу отсадочных машин Супер-аэро-
флой на двух промывочных установках, перерабатывающих
угли в США. В обоих случаях крупность питания была —50 +
+ 0 мм, хотя большая часть материала имела крупность —25 +
+ 1 мм. Обычно воздушная отсадка уменьшает зольность с 14
до 9 % при выходе более 85 % (табл. 16.2).
ТАБЛИЦА 16.2
Типичные показатели переработки угля на отсадочной машине Супер-аэрофлой,
США
Продукт Выход, % Теплота сгорания, ВТИ/кг * Зольность, % Содержание серы, %
Очищенный уголь . 86,1 30,4 9,1 4.35
Отходы ' 13,9 15,2 47,2 20,46
Питание 100 26,9 14,4 6,59
• ВТИ — британская тепловая единица, равная 1055,06 Дж.
373
WOO 2000 3000
к Плотность разделения, кг/м3
Рис. 16.9. Типичный частичный
цикл сепарации угля пневматиче-
ской отсадкой [11]
Рис. 16.10. Сепаратор Драйфло
[17]:
1 — пористая дека; 2 — воздух низкого
давления; 3 — воздушная коробка
Кривая Тромпа для типичной сепарации угля (рис. 16.9) по-
казывает, что при плотности сепарации 1800 кг/м3 вероятное от-
клонение Ер составляет около 0,3.
Хотя воздух отсадочной машины используется для «сухого»
отделения угля от породы, какое-то содержание влаги, по-
падающей с питанием, допустимо, особенно если руды брикети-
руются. Максимальное содержание влаги зависит, до некоторой
степени, от характеристик руды и содержания золы, но верхний
предел составляет 3 %.
Пневматическая отсадка является удовлетворительной аль-
тернативой мокрой отсадки для грубой сепарации «черного от
белого» материала в относительно ограниченном диапазоне
крупности —25+1 мм. Эффективность пневматической сепара-
ции невысокая, с Ер около 0,3, однако это довольно дешевый
процесс, особенно если на переработку поступает сухой уголь,
так как это дает экономию на термической сушке продукта. Об-
щая эффективность может быть повышена контрольной сепара-
цией хвостов на водных циклонах для добавочного извлечения,
хотя в результате этого требуется сушка части продукта.
Суживающиеся шлюзы. Основываясь на ранних разработ-
ках в лабораторном масштабе сухого тяжелосредного сепара-
тора, рассмотренного ранее, Дуглас и Сайлес [7] разработали
сухой суживающийся шлюзовый сепаратор Драйфло — про-
мышленно разработанный в 1970-х гг.
Этот сепаратор подобен в принципе мокрому суживающе-
муся шлюзу с добавкой пористой поверхности, воздушной ко-
робки и средств для электромагнитной вибрации желоба, если
это требуется (рис. 16.10).
Более поздняя разработка принципа сепаратора Драйфло —
щелевой флюидизационный сепаратор [14, 15]. В нем применя-
374
ТАБЛИЦА 16.3
Влияние длины шлюза на кварц-ильмсннтовую сепарацию
Продукт Длина шлюза 0,76 м Длина шлюза 1,27 м
Выход, % Содержа- ние тяжелых минера- лов, % Распре- деление тяжелых минера- лов, % Выход, % Содержа- ние тяжелых минера- лов, % распре- деление тяжелых минера- лов, %
Концентрат 9,8 36,8 77,7 13,3 29,6 86,5
Промпродукт 22,0 3,4 16,7 23.0 2,4 12,1
Хвосты 68,2 0,38 5,6 63,7 0,1 1,4
Исходный 100 4,60 100 100 4,55 100
ется пористая пластина с чередующимися пористыми и непори-
стыми секциями, каждая 2 мм шириной, проходящими поперек
потоку.
Эксплуатация. Эксплуатационные параметры, которые
характеризуют исполнение мокрого суживающегося шлюза,
в большей или меньшей степени также характеризуют исполне-
ние пневматического суживающегося шлюза. Для пневматиче-
ского суживающегося шлюза, однако, расход и качество флю-
идизирующего воздуха — переменные параметры.
Длина шлюза влияет как на пропускную способность, так и
на извлечение, особенно, если перерабатывается тонкое пита-
ние. В одной операции сепарации ильменит-кварцевой руды
крупностью —1,1+0,25 мм извлечение обычно выше, хотя ка-
чество концентрата ниже, если материал перерабатывается на
более длинном суживающемся шлюзе (табл. 16.3).
Эффективность суживающегося шлюза в значениях ЕР, как
показано Овербеком [17], значительно зависит от наклона ап-
парата, расхода питания, отсекания концентрата и флюидизи-
рующего воздушного потока. На рис. 16.11 показана взаимо-
связь между Ер и этими параметрами.
Эффективная работа суживающегося шлюза происходит при
относительно узком диапазоне воздушного потока, действитель-
ный расход которого зависит от относительной плотности ком-
понентов руды, их соотношения и их крупности. На рис. 16.12
показано влияние скорости воздуха на показатели обогащения
(при постоянном извлечении 80%) смеси магнетит-кварц трех
диапазонов крупности [15].
Ясно, что этот относительно узкий диапазон оптимального
воздушного потока, значительно различающийся для частиц
различной крупности, является одной из главных причин, по-
чему пневматическое гравитационное оборудование недоста-
точно эффективно, если перерабатывается питание с широким
375
Рис. 16.11. Взаимосвязь между вероятной погрешностью Ер и наклоном
вперед (а), массой концентрата (б), флюидизирующим воздушным потоком
(в) [17]
диапазоном крупности. Действительно, если диапазон крупно-
сти питания широкий, то суживающийся шлюз действует
больше как классификатор, чем как концентратор. Это пока-
зано на рис. 16.13 для сепаратора Драйфло, перерабатываю-
щего аллювиальную оловянную руду: можно увидеть, что, по
крайней мере, в одном случае распределение по крупности трех
продуктов более сродни плохо действующему классификатору.
Более того, Лупа и Ласковски [15] утверждали, что тонкие ча-
стицы улучшают качество флюидизации вследствие уменьше-
ния действительной вязкости и, хотя они сами не конкретизи-
Снорость воздушного по-
тока, м/с
Рис. 16.12. Влияние скорости
воздушного потока на обога- '
щение кварц-магнетитовой
смеси:
1----0,1+0,05 мм; 2---------0,25+ . .
+0,1 мм; 3-----0,5+0,25 мм * '
Рис. 16.13. Продукты перера-
ботки аллювиальной оловянной
руды большого диапазона
крупности на сепараторе
Драйфло:
1 — хвосты; 2 — промпродукт; 3 —
концентрат
376
ровали, их присутствие улучшает общие показатели суживаю-
щегося шлюза.
Пневматический стол более, чем другие пневматические гра-
витационные концентраторы, нашел основное применение по-
мимо обогатительных процессов в пищевой промышленности.
И хотя их использование в обогатительных процессах ограни-
чено конечной сепарацией узкоклассифицированного материала,
минеральными песками Австралии, оловянными шелдами Юго-
Восточной Азии и некоторым другим, пневматические столы
имеют важное применение в таких разных областях как: выде-
ление кусков стекла и остатков насекомых из зерен перца; раз-
деление неочищенных земляных орехов от очищенных; сорти-
ровка гороха, бобов и зерен; удаление комков из детской каши,
палок и стеблей из листьев специй, шелухи из масляных семян;
сепарация волокнистого материала из измельченной резины и
т. д.
Оборудование. Пневматический стол относительно ста-
рое оборудование, разработанное в конце XIX в. Генри Шутто-
ном, одним из основателей того, что есть сейчас «Трипле —С
Динамике», продолжающего производить пневматические
столы. Различные другие фирмы также производят в настоящее
время пневматические столы, в том числе «Кипп Келли Лтд.»
и «Оливер мануфактуринг компани».
Каждый из производителей имеет свою собственную кон-
струкцию как подкаркаса, так и деки. Однако они производят
в основном ту же работу.
Пневматический стол состоит, по существу, из пористой
деки, которая может быть трапецеидальной или прямоугольной
формы, с рифлями и без них и которая наклоняется в двух на-
правлениях. Как для мокрых качающихся столов, на которые
пневматические столы похожи, эти наклоны сообщают боковой
и продольный уклон. Однако уклоны (или наклоны) гораздо
более ярко выражены в пневматическом столе, чем в мокром
качающемся столе. Дека приводится в возвратно-поступатель-
ное движение в продольном направлении с помощью различных
эксцентриков, движение более сродни вибрационному грохоту,,
чем качающемуся столу.
На рис. 16.14 показана схема трапецеидальной деки пнев-
матического стола типичной конструкции «Трипле — С Дина-
мике» и для «Кипп Келли» [12]; на рис. 16.15 — прямоугольная
дека конструкции «Оливер мануфактуринг» [20].
Питание поступает на деку, где флюидизирующий воздух,
проходя через поры деки, оказывает расслаивающее действие.
Вибрация деки, помогающая процессу расслоения, подталки-
вает тяжелые частицы, которые наслаиваются у дна флюидизи-
рующей постели, вверх продольного наклона деки по направ-
лению к ее верхнему краю. Легкие частицы, оставаясь взвешен-
377
Рис, 16.14. Трапецеидальная дека пнев-
матического стола:
1 — подача питания; 2 — продольный наклон;
3 — боковой наклон
Рис. 16.15. Пневматический стол
с прямоугольной декой
ними, двигаются вниз по деке к ее нижней точке; частицы про-
межуточной плотности растягиваются между двумя концами.
Различные фракции разгружаются через боковую сторону деки
(«здесь нет «концентратного конца») в разные контейнеры.
Эксплуатация. На рис. 16.16 показано распределение
материала на правильно работающих трапецеидальной и пря-
моугольной деках. Эти модели потока относительно четки на
правильно работающей деке; предполагая, что имеется визу-
альное отличие между компонентами питания, процесс можно
довольно легко оптимизировать.
Как и для основного гравитационного оборудования опти-
мальной работы пневматического стола добиваются в резуль-
тате регулирования различных, иногда противоположных, пара-
метров, зависящих как от питания, так и от самого аппарата.
Рис. 16.16. Распределение материала на трапецеидальной (а) и прямоуголь-
ной (б) деках пневматического стола:
1— питание; 2 — точка извлечения камня; 3 — боковое удаление тяжелого продукта
378
Крупность питания. Пневматический стол может раз-
делять частицы одной крупности, но различной плотности или,
наоборот, частицы одной плотности, но различной крупности.
Он не может разделять питание, имеющее одновременно боль-
шой диапазон крупности и плотности.
Механизм, который контролирует работу пневматиче-
ского стола, приводит к сепарации скорее вследствие стеснен-
ного осаждения, чем обратной классификации. Следовательно,
при смешанном по крупности питании крупные легкие частицы
будут следовать с тяжелыми среднего размера. Питание по-
этому следует подготавливать грохочением, а не классифика-
цией. К счастью, сухое грохочение на серию узкоразмерных
фракций с нижней границей крупности 0,1 мм — минеральная
крупность продукта, который может быть обработан на пнев-
матическом столе,— относительно эффективно и экономично.
Диапазон крупности материала, который может быть эффек-
тивно переработан на каком-либо одном столе, небольшой и
отношение максимального и минимального диаметра частиц не
должно превышать критерий концентрации для сепарации. Сле-
дует помнить, что в пневматической сепарации критерий кон-
центрации для любых двух минералов должен быть значи-
тельно меньше, чем в мокрой сепарации, так как он тем теснее
связан с отношением плотности частиц, чем меньше отношение
плотности отдельных частиц.
Например, на предприятии «Гринбуш Тин» основной кон-
центрат разделяют на восемь классов, используя грохот Кесон.
Каждый класс крупности подвергается сепарации на пневма-
тическом столе для отделения касситерита от ильменита, цир-
кона, турмалина и кварца (см. гл. 29).
Расход питания следует контролировать в очень узких
пределах и исключать его превышение, где возможно, с по-
мощью подходящего бункера [20]. Наилучшие показатели сепа-
рации достигаются при минимально возможном расходе пи-
тания, но при этом дека должна быть полностью покрыта
частицами. Максимальный эффективный расход питания опре-
деляется правильным распределением материала на деке.
Действительная производительность какой-либо сепарации
может быть полностью определена опытными работами. Произ-
водительность пневматической сепарации обычно значительно
выше, чем на эквивалентном мокром качающемся столе. На-
пример, производительность сепарации цирконового песка от
основного (породного) песка может достигать 8 т/ч и выше.
Имеются четыре главных машинных параметра: боковой и
продольный наклоны, которые вместе направляют легкие ча-
стицы к нижнему углу стола; вибрация деки, которая направ-
ляет частицы, приближающиеся к поверхности деки, в верхний
угол стола; воздушный поток, который оказывает расслоение
379-
в вертикальной плоскости, но при избытке может поднять
с деки все частицы.
Для упорядочения использования различных типов столов
продольный наклон рассматривают как параллельный дви-
жению эксцентрика, а боковой — под прямым углом к дви-
жению эксцентрика. Вдобавок к этим эксплуатационным пара-
метрам должна быть рассмотрена форма деки.
Боковой наклон. Боковой наклон определяет скорость
потока частиц от питающего края стола к разгрузочному. Уве-
личение наклона увеличивает скорость потока и, следовательно,
уменьшает время нахождения на деке. Уменьшение бокового
наклона, наоборот, увеличивает время нахождения. Обычно
увеличение времени наклона улучшает сепарацию [20]. Опти-
мальный требуемый боковой наклон тесно связан с расходом
питания. По мере того, как расход питания увеличивается, бо-
ковой наклон также должен быть увеличен, в противном случае
глубина материала на деке становится чрезмерной. Наоборот,
уменьшение расхода питания требует уменьшения бокового на-
клона.
Продольный наклон, или наклон конца, определяет
при постоянной скорости эксцентрика скорость, с которой тяже-
лые частицы продвигаются от нижнего конца деки к верхнему.
Увеличение продольного наклона дает в результате сдвижение
материала по направлению к нижнему концу; уменьшение про-
дольного наклона сдвигает его к верхнему концу. Обычно сепа-
рация улучшается при увеличении продольного наклона и опти-
мальная сепарация обычно достигается при максимальном воз-
можном наклоне при одновременном поддержании материала
текущим к верхнему концу при умеренной скорости эксцен-
трика.
Скорость эксцентрика и продольный наклон — тесно
связанные параметры. В результате увеличения скорости экс-
центрика материал сдвигается к верхнему концу; при уменьше-
нии скорости — к нижнему концу. Такой контроль менее чув-
ствителен, чем изменение продольного наклона, поэтому при
изменении качества и расхода питания лучше регулировать
скорость эксцентрика, где это возможно, для достижения опти-
мальных показателей сепарации.
Флюидизирующий воздух. Регулирование флюиди-
зирующего воздуха — один из наиболее важных методов кор-
ректировки, осуществляемой на пневматическом столе. Избыток
потока воздуха приводит к «кипению» постели материала, раз-
рушая какое-либо действие расслоения. Цель подачи воздуха —
не выдуть легкие частицы из постели, а помочь расслоению.
При соответствующем регулировании воздуха постель мате-
риала должна быть почти жидкой по внешнему виду. За исклю-
чением расслоенной зоны под питателем, материал на поверх-
380
Рис. 16.17. Проблемы эксплуатации и возможные причины:
л — высокий сдвиг стороны вверх — уменьшение встряски, увеличение продольного на-
клона, увеличение флюидизирующего воздуха; б — сдвиг стороны вниз — увеличение
встряски, уменьшение продольного наклона, уменьшение флюидизирующего воздуха;
в — волнение — ослабление приводного ремня, слабое основание, колебание питания,
неравномерная мощность; г — мертвые пятна — блокирование деки, трещина в воз-
душных фильтрах; д — перегрузка — уменьшить скорость питания, увеличить боковой
наклон, увеличить флюидизирующий воздух; е — недогрузка— уменьшить боковой на-
клон, увеличить скорость питания
ности должен быть «взволнованным» и свободно «плавающим».
Кипение должно быть минимальным, позволяющим вибрирую-
щей деке производить сепарацию. Недостаток воздуха застав-
ляет постель быть инертной и она будет скопляться у высокого
конца деки.
Такой различный «операционный» контроль должен быть
сбалансирован для достижения правильного распределения ма-
териала на деке. На рис. 16.16 показано это правильное рас-
пределение. На рис. 16.17 показано, какие причины вызывают
данное конкретное распределение материала и методы для его
улучшения [18, 20].
Тип деки. Каждая из двух основных форм деки имеет
свои специфические достоинства. Трапецеидальная дека, напри-
мер, отличается большим путем передвижения частиц и отно-
сительно большим временем удерживания тяжелого продукта
на деке, в результате чего получается чистый концентрат, даже
если содержание тяжелых частиц в питании относительно мало.
381
Рис. 16.18. Распределение частиц
в камнеуловителе:
1 — камни; 2 — источник питания; 3 —
легкий продукт
Прямоугольная дека, однако, имеет более высокую производи-
тельность на единицу площади аппарата и особенно применима,
если сепарация эффективна у легкого конца стола.
Для покрытия деки стола применяют различные материалы,
включая ткань, тканую проволочную сетку и перфорированный
металл. Живое сечение, размер отверстий и шершавость по-
верхности также различны. Производители аппаратов обычно
рекомендуют соответствующее покрытие деки для какого-либо
определенного применения.
Рифли могут быть добавлены к деке с тремя целями.
1. Они создают глубокую постель легкого материала. Их
действие помогает устанавливать однородную флюидизацию по
всей деке при максимальном диапазоне крупности частиц или
плотности.
2. Они увеличивают соотношение тяжелого и легкого мате-
риала на деке сепаратора. Это действие важно, если содержа-
ние тяжелых минералов в питании мало, так как производимая
широкая полоса концентрата позволяет чисто «отсекать» его и
получать продукт высокого качества.
3. Они увеличивают время нахождения материала на деке,,
что при данной эффективности сепарации допускает более вы-
сокую эксплуатационную производительность.
Камнеу ловитель (стонер). Камнеуловитель получил
название от цели, с которой он был первоначально разрабо-
тан,— удаление камней из пшеницы в мучной мельнице.
Стонер можно рассматривать как пневматический аналог
ваннера, так как это — строгое двухпродуктовсе оборудование,
где два продукта разгружаются через противоположные концы
машины. Расслоение и движение частиц более сродни пневма-
тическому столу с боковым наклоном. На рис. 16.18 показано
распределение материала в правильно действующем стонере.
Для цели, с которой он был разработан, стонер является
превосходным оборудованием. Он способен эффективно уда-
лять очень малое количество тяжелого компонента в чистый
продукт из смеси двух продуктов одинаковой крупности и
формы и делает это при более высокой пропускной способно-
сти, чем пневматический стол. Его можно также использовать
для удаления камней и глины из земляных орехов; камней, ме-
талла и стекла из масличных семян; крупных обломков из де-
ревянных опилок для прессования досок; нежелезистых метал-
382
Рис. 16.19. Сепаратор «кипящего» слоя [9]
лических самородков от породного песка; стекла от компост-
ных отходов; железных нодулей от кирпичной глины и т. д.
Стонер, однако, не способен удалять маленькое количество
вредной легкой фракции из преобладающего тяжелого питания.
Сепаратор с «кипящей» постелью. Сепаратор «кипящего»
слоя разработан в СССР для эффективной сепарации асбесто-
вых волокон от руды [9]. Он не имеет аналога в мокрой сепара-
ции (рис. 16.19).
Аппарат в основном состоит из флюидизационной камеры,
которая инерционно вибрирует. Питание входит в центр сосуда
и флюидизируется с помощью поднимающегося воздуха и виб-
рации, заставляющих асбестовые волокна мигрировать к верх-
нему слою постели, а отходы опускаться ко дну.
Спиральная перегородка в сосуде направляет сепарацион-
ную постель, поддерживаемую в «кипящем» состоянии, к раз-
грузочному порогу, где контролируется выход удаляемых тяже-
лого и легкого продуктов. Производительность аппарата со-
ставляет 20 т/ч перерабатываемого материала крупностью
—3 мм.
Воздушный классификатор «Зиг-Заг» обычно используется,
как подсказывает его название, как пневматический классифика-
тор— в основном для очистки зерен и семян [2]. Однако фирма
«Буреау оф майнз», США, исследовала возможность пневмати-
ческой сепарации слюды крупностью —35 + 0,2 мм и получила
383
Рис. 16.20. Основной пневматический
классификатор «Зиг-заг» [19]:
1 — циклоны; 2 — воздушный затвор; 3 —
перечистпая секция; 4 — основная секция
Рис. 16.21. Извлечение слюды в двух-
стадийном пневматическом класси-
фикаторе «Зиг-заг», перерабатываю-
щем узкоклассифицироваиные фрак-
ции [10]
Крупность частиц, мм
ободряющие результаты [10]. По крайней мере, одно слюдяное
предприятие на Среднем Западе США использует классифика-
тор «Зиг-Заг», поэтому краткое описание этого аппарата з дан-
ной главе оправдано.
Классификатор «Зиг-Заг» представляет собой каналы пря-
моугольного сечения размером 44x95 мм, наклоненные под уг-
лом 60° и изменяющие направление через каждые 65 мм. Слю-
дяная руда предварительно узко классифицирована на грохо-
тах. Плоские частицы слюды значительно легче, чем пустая
порода. Поэтому регулируя расход восходящего потока воздуха,
можно добиться, чтобы пустая порода опускалась вниз «Зиг-
Зага», приходя в контакт с воздушным потоком в каждом ко-
лене, а пластинки слюды вылетали вверх. На рис. 16.20 приве-
дена схема системы пневматического классификатора «Зиг-Заг»
с основной и перечистной операциями, разработанного для
двухстадиальной переработки слюды [19].
На рис. 16.21 приведены показатели переработки слюды
различных месторождений США на двухстадийном пневматиче-
ском классификаторе «Зиг-Заг» [10].
384
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Beekmans, J. М., Goransson, М., and Butcher, S. G. (1982). Coal
Cleaning by Counter-Current Fluidizing Cascade. Bull. Can Inst Min and
Metall. 75 (839) 184—191.
2. Boettcher, R. A. (1972). Air Classification of Solid Waste Manage-
ment Series (SW —30c) U. S. Environmental Protection Agency 50 pp.
3. Справочник по обогащению руд. Основные процессы/Под ред. О. С. Бог-
данова. М., Недра, 1983.
4. Boucher, D. F. and Alves, G. E. (1963). Fluid and Particle Mechanics
In Perry J. H. (Ed.) Chemical Engineers Handbook McGraw Hill Section 5.
5. Chan, E. W. and Beekmans, S. (1982). Pneumatic Benificiation of
Coal Fines using the Counter-current Fluidized Cascade Int. J. Miner Proc
9, 157—165.
6. Douglas, E. and Walhs, T. (1966). New Type of Dry Heavy-medium
Gravity Separator. Trans. Inst. Min. and Metall. 75 Section С C226—
C232.
7. Douglas, E. and Sayles, С. P. (1971). Dry Sorting using Pneumati-
cally Flu Fluidized Powders. Symposium Series 67 Am. Inst. Chem. Eng.
No. 116. 201—209.
8. Germain, R. J., Butcher, S. G., and Beekmans, J. M. (1982). Dry
Cleaning of Coal in the Counter-current Fluidized Cascade. 14th Inter. Mi-
ner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Paper VII-2. 19 pp.
9. Gusev, A. P., Korolyov, A. A., Polovnyov, B. A., Sidorov, У. Ya., Ste-
panova, G. M., and Sonin, B. A. (1982). Advanced Milling Methods of As-
bestos Ores in the U. S. S. R. Based on the Development and Introduction
of New Equipment. 14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Paper
V-ll. 14 pp.
10. Jordan, С. E., Sullivan, G. V., and Davis, В. E. (1980). Pneumatic
Concentration of Mica Report of Investigation RI8457. U. S. Bureau of Mi-
nes. 24 pp.
11. Killmeyer, R. P. Jr., and Deurbrouck, A. IF. (1979). Performance
Characteristics of Coal-Washing Equipment: Air Tables. U. S. Dept, of Ener-
gy. Rep. of Invest. April 36 pp.
12. Kipp, R. A. (1961). The Dry Concentration of Ores and Minerals.
Trans. Can. Inst. Min. and Metall. 66 174—176.
13. Leva, M. (1959). Fluidization McGraw Hill 327 pp.
14. Lupa, Z. and Laskowski, J. (1974). Desulphurization of Coals in
a Fluidizing Separator Proc. Silesian Univ, of Tech.— Mining Gliwice 60. 27
(IN Polish).
15. Lupa, Z. and Laskowski, J. (1979) Dry Gravity Concentration in
Fluidizing Separators. Laskowski, J. (Ed) 13th Inter. Miner. Proc. Cong.
Warsaw. Elsevier. 1195—1215.
16. McCulloch, IF. C., Llewellyn, R. L., Humphreys, К- K., Leonard, J. W.
(1968). Dry Concentration. In. Leonard, J. W. and Mitchell, D. R. (Eds)
Coal Preparation 3rd Edition. AM. Inst. Min. Eng. New York. Section 11.
20 pp.
17. Overbeek, P. IF. (1975). An Assessment of the Efficiency of the
Dryflo Concentrator by the use of Specific Gravity Markers. J. S. Afr. Inst.
Min. and Metall. 76 Oct. 120—122.
18. Permpoon, G., Srimeechai, S., and Vichitamarabhand, V. (1982). Dry
Separation. Paper presented to Siminar on Beneficiation of Tin and Associa-
ted Minerals. Bangkok. SEATRAD. Centre, Oct. 25 pp.
19. Sullivan, G. V. and Stanczyk, M. H. Pneumatic Beneficiation of Mica.
14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Paper V-6.
20. Thomas, J. (1978). Principles of Gravity Separation. Paper presented
to Short Course on Gravity Separation Reno NV. Oct. 12 pp.
13 Заказ № 1987
385
Глава 17
РАЗНООБРАЗНЫЕ МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ
В данной главе рассмотрено разнообразное оборудование,
такое как аппараты Лаводюн, сепараторы «стоячей волны»,
магнитные гидростатические сепараторы и ряд сепараторов цен-
тробежного типа.
Центробежная сепарация. Использование центробежных
сил, увеличивающих скорости осаждения частиц, успешно при-
менялось в течение многих лет для классификации в гидроцик-
лонах. Теоретически можно использовать центробежные силы
для улучшения гравитационного обогащения шламов. Центро-
бежные сепараторы были созданы в СССР в 50-х годах [1] в те-
чение последних 20 лет они производятся в КНР [16]. До тех
пор, пока Феррара не провел своих исследований [9], на Западе
не уделялось должного внимания этому оборудованию.
Центробежная сила может быть использована во вращаю-
щихся трубах, конусах или барабанах. Постоянное вращение
в одну сторону при сохранении ламинарного потока увеличи-
вает силу сдвига Багнольда и обеспечивает идеальные условия
расслоения. Наоборот, центробежная сила может быть исполь-
зована для улучшения работы других типов сепараторов, таких
как отсадочная машина или динамические тяжелосредные се-
параторы (см. гл. 9).
Труба Феррара. Аппарат Феррара [9] представляет собой
трубу диаметром 20 мм и длиной 1100 мм, вращающуюся с ча-
стотой 2200 мин1, т. е. радиальная скорость составляет
120 м/мин, что на два порядка выше, чем у шламовых гравита-
ционных концентраторов (см. гл. 15).
Разделение в трубе основано на двух принципах:
когда питание подают аксиально во вращающуюся трубу
частицы двигаются по спирали по направлению к стене с раз-
личной скоростью, зависящей от их крупности и плотности. При
этом происходит некоторая классификация питания большого
диапазона крупности, но тонкие частицы могут быть непосред-
ственно вынесены из трубы, никогда не достигая стенки, где
происходит истинная концентрация;
около стенки частицы классифицируются по крупности в тон-
ком слое под действием аксиального потока пульпы и смывной
воды таким образом, что крупные легкие частицы разгружа-
ются из трубы первыми. Такая сепарация достигается подходя-
щим взаимосвязанным регулированием аксиального потока и
скорости вращения.
Практические результаты подтверждают теоретический под-
ход Феррара. Например, в аппарате периодического действия
было получено хорошее разделение галенита и известняка
в диапазоне крупности —2 + 0,1 мм, а также касситерита и ки-
386 ...
ТАБЛИЦА 17.1
Показатели лабораторных испытаний в трубе Феррара
Материал Крупность, мм Содержание, % Извлече- ние, % Степень обога- щения
в исходном материале в концен- трате
Касситерит —4,1+0,25 4,5 41,5 90,7 9,1
—0,12+0,075 0,21 1,7 64,4 8,1
—0,075+0 0,57 5,02 72,4 8,8
Киноварь —0,25+0,075 0.79 3,96 92,8 5
—0,075+0,005 0,75 1,28 95,8 1,75
новари (табл. 17.1) {10]. Тем не менее, промышленного разви-
тия труба Феррара не получила, но его теоретический подход,
может быть использован для разработки другого оборудования.
Практика КНР. Центробежное разделение используют
в КНР для извлечения золота и других тяжелых минералов,,
включая железо [18], олово [16, 24, 25] и вольфрамит [7]. Обо-
рудование для центробежного обогащения было создано еще
в 1964 г. в провинции Юньнань для переработки олова [16]. Од-
нако широко применяемое в КНР, оно не было известно на За-
паде. Сведения о деталях оборудования разрознены, хотя они,
очевидно, сходны с советскими аппаратами.
Известен ряд промышленных сепараторов. Они состоят из
барабана с углом конусности 3—10°, вращающегося с высокой
частотой в горизонтальной плоскости. Оборудование с несколь-
кими барабанами, вращающимися на одной оси, используется
для повышения извлечения при последовательной сепарации;
параллельная установка барабанов увеличивает производитель-
ность (табл. 17.2) [18]. Например, аппарат размером 800Х
Х600 мм, вращающийся с частотой 450 мин-1 — периодического
действия: продолжительность цикла подачи питания 3 мин,
ТАБЛИЦА 17.2
Показатели работы центробежных сепараторов КНР
Размер сепаратора (диаметр X Хдлина), мм Число барабанов Производительность Содержание твердого в питании, % Производи- тельность на 1 м2 пола, т/сут
последо- ватель- ных парал- лельных м3/ч т/ч
800 X 600 1 1 2,5—7,5 0,5—1 15—25 5—10
1600X900 1 1 16—20 3—4 15—35 11—14
1600X900 2 1 16—24 3—5 15—35 11 — 17
2000X1100 3 2 30—50 12—14 10—35 Н. д.
13*
387
Рис. 17.1. Интервал размеров, для ко-
торых применимы центробежные се-
параторы:
1 — для оловянной руды; 2 — для желез-
ной руды; 3 — разделение на сепараторе
Бартлез-Мозли
цикла выгрузки концентрата 30 с. Разгрузка обеспечивается
подачей смывной воды под высоким давлением [25].
Центробежные сепараторы сопоставимы с сепараторами
Бартлез-Мозли (см. гл. 15) как по производительности, так и
по крупности (рис. 17.1) [6, 18].
Как и в других шламовых гравитационных сепараторах, сте-
пень обогащения в сепараторах конструкции КНР невелика.
Сепараторы могут быть использованы: для получения оконча-
тельного концентрата в железорудной промышленности, при пе-
реработке оксидов металлов, для первичного обогащения с ус-
тановкой сотрясательных ваннеров и концентрационных столов
в перечистных операциях. В табл. 17.3 приведены типичные ха-
рактеристики центробежного сепаратора, перерабатывающего
различные материалы [16, 18].
Гидростатический сепаратор Кнельсона — создан в Канаде
[5, 13]. Используя достоинства центробежного калифорнийского
оборудования и советского пневматического [26], он сочетает
центробежную силу и обратное давление, или «гидростатиче-
скую силу» [13], вводимой воды.
Сепаратор состоит из конуса с двойными рифлеными стен-
ками. Пульпа поступает в сосуд через осевую питающую трубу
ТАБЛИЦА 17.3
Показатели работы центробежных сепараторов КНР при переработке различных
РУД
Руда Крупность, мм Содержание ценного компонента, % Извлече- ние, % Степень обога- щения
в исходной РУД® в концен- трате
Железная —37 42,3 62,1 83,6 1,47
— 10 28,3 50,1 48,4 1,77
Оловянная —74+10 0,4 1,1 82,5 2,75
Вольфрамовая -40 0,29 2,61 78,0 8,9
388
ТАБЛИЦА 17.4
Сравнительные показатели работы двух концентраторов при переработке
золотосодержащей руды
Концентратор Выход хвостов, % Извлечение Au, % Степень обога- щения
Кнельсон 95,8 88,7 21,1
Винтовой сепаратор 94,6 83,3' 15.4
и течет вверх и наружу по рифлям. Легкие частицы уходят
в хвосты, а тяжелые собираются позади рифлей. Уплотнение
частиц предотвращается водой, подаваемой из наружного ко-
жуха через серию отверстий во внутренней конической трубе.
Вода эффективно разрыхляет слой тяжелых частиц, что позво-
ляет оборудованию вращаться с более высокой скоростью, чем
первые устройства; Кщельсон установил, что ускорение свобод-
ного падения в этих аппаратах увеличивается в 60 раз. В этих
случаях для разрыхления материала требуется немного воды:
около 400 л/мин для аппарата диаметром 760 мм, перерабаты-
вающего 45 т/ч золотосодержащего песка крупностью —6 мм.
Концентраты удаляют периодически по мере наполнений
рифлей: обычно около 150 кг из оборудования диаметром
750 мм.
По крайней мере, в одном испытании [23] гидростатический
сепаратор Кнельсона показал лучшие результаты, чем винто-
вой сепаратор, при первичной концентрации золотосодержащей
руды (табл. 17.4).
Другие центробежные аппараты. Испытаны центробежные
отсадочные машины, которые действуют как гравитационный
концентратор с повышенной силой тяжести. Это обеспечивает
возможность применения гравитационной сепарации для очень
тонких частиц, а также с малой разницей в плотности, которые
не могут быть разделены обычными гравитационными процес-
сами. Эти аппараты могут быть применены на золотообогати-
тельных фабриках для россыпных месторождений, а также для
повторной обработки хвостов [19].
Аппараты «Грундхуг» — созданы в Австралии для перера-
ботки аллювиального золота, олова и драгоценных камней. Они
представляют собой стальную вогнутую емкость или конус диа-
метром 4 м, который может быть наклонен и вращаться с раз-
личной частотой. По мере того, как конвейер подает материал
на колосниковый грохот, вода разрушает материал. Верхний
продукт грохота сбрасывается в хвосты, а глина крупностью
—75 мм и рыхлые куски проходят через отверстия и поступают
в аппарат, расположенный под грохотом. Пульсирующая вода
389
Рис. 17.2. Схема сепара-
тора Лаводюн:
1 — насос; 2 — контрольный
клапан; 3 — емкость для
сбора оборотной воды
поддерживает материал в движении; аппарат может накло-
няться для оптимальной промывки. Труба для хвостов распо-
ложена в верхней части аппарата, а поток тяжелых частиц по-
стоянно проходит через центральную коллекторную трубу. Этот
аппарат имеет следующие преимущества при отделении неболь-
ших количеств ценного материала от больших количеств по-
роды:
обеспечивает постоянное перемешивание материала;
настроен для более точного разделения материала;
используемая вода может быть повторно использована и
обеспечивает высокое извлечение даже при повторной перера-
ботке хвостов [8].
Аппарат Кюве — периодический, наиболее часто использу-
ется для окончательной стадии обогащения. Концентрация до-
стигается комбинацией расслоения и тяжелосредной сепарации
в трубе, которая сотрясается горизонтально. Низкая частота
сотрясений создает сдвиг Багнольда и столкновение частиц, ко-
торые раскрыты и образуют расслоенную по плотности постель,
выталкивая легкие частицы на поверхность. Хвосты и промпро-
дукты периодически снимают; свежая вода добавляется до по-
лучения концентрата высокого качества.
Эти аппараты наиболее часто применяют при переработке
олова.
Аппараты Лаводюн и Лавофлюкс—аппараты гидравличе-
ского типа, работающие по принципу гидравлической класси-
фикации [12]. Узкоклассифицированное по крупности питание—
обязательное условие для разделения в этих аппаратах.
Аппарат Лаводюн первоначально предназначался для
переработки материала крупностью—1,5 + 0,5 мм. Он (рис. 17.2}
390
представляет собой наклонную трубу с суживающимися ча-
стями. Питание поступает в трубу выше места сужения и тяже-
лые частицы осаждаются, проходя через восходящий поток
воды, образуя постель, которая очищается под разрыхляющим
действием быстрого потока воды в месте сужения. Тяжелые ча-
стицы осаждаются, проходя через быстрый поток воды, и раз-
гружаются. Легкие частицы поднимаются с помощью восходя-
щей струи воды к месту разгрузки.
Аппарат Лавофлюкс, разработанный для переработки
материала крупностью —0,5 + 0,1 мм, аналогичен аппарату Ла-
водюн. Он состоит из большого числа маленьких прямоуголь-
ных трубочек сечением 14х 16 мм с общей подачей питания.
Различные институты в СССР испытали оба аппарата на
разных рудах и пришли к выводу, что несмотря на простоту и
высокую производительность, из-за необходимости большого
расхода воды и постоянного узкоклассифицированного пита-
ния, применение их в промышленности ограничено [15].
Магнитогидростатическая сепарация (МГС) — процесс, вы-
зывающий определенный интерес [2, 3, 4,17]. Этот процесс осно-
ван на следующем принципе: пара- или ферромагнитная жид-
кость помещается в неоднородное магнитное поле и испытывает
силу притяжения в направлении увеличения напряженности
поля. Увеличение напряженности поля параллельно грави-
тационному полю создает градиент плотности и кажущаяся
плотность жидкости <7а является суммой действительной плот-
ности а, и функцией магнитного градиента:
oa = of+ [X/p/(gp0)](dp/dz), ' ...
гДе X/ — объемная магнитная восприимчивость жидкости (плот-
ность магнитного потока); ц0—проницаемость свободного про-
странства; dp/dz — градиент плотности потока [21].
Кажущаяся плотность жидкости пропорциональна ее маг-
нитной проницаемости, плотности потока и градиенту плотно-
сти. Когда слабомагнитные или немагнитные частицы вводятся
в эту систему, они оказываются в положении, зависящем от
магнитной силы поля, магнитной проницаемости потока и ча-
стицы, а также от плотности частицы. Допуская, что магнит-
ная восприимчивость частиц незначительна по сравнению с маг-
нитной восприимчивостью жидкости, положение равновесия
полностью зависит от плотности частиц и не зависит от их
крупности.
На рис. 17.3 показан поперечный разрез лабораторного ап-
парата, работающего по этому принципу. Ячейка наполняется
магнитной (хлорид или сульфат магния, хлорид железа или
соль редкоземельных элементов) [3] или ферромагнитной (су-
спензия ферромагнитного коллоида) жидкостью.
391
Рис. 17.3. Принцип действия лабора-
торного МГС-сепаратора:
/ —V-образная камера; 2 — электромагнит-
ные полюса
Рис. 17.4. МГС-сепаратор непрерывного действия:
/ — канал; 2 — перегородка; 3 — полюс
Ось магнита располагается под углом, поэтому градиент
магнитного поля не совпадает с направлением силы тяжести и
частицы движутся в продольном направлении, сохраняя свою
относительную высоту внутри канала (рис. 17.4). Таким обра-
зом, возможно непрерывное разделение [17].
Большинство МТС-сепараторов непрерывного действия
имеют низкую производительность и пригодны только для ла-
бораторного применения. Создана пилотная установка произво-
дительностью 300 кг/ч, использующая раствор хлорида магния
при плотности 1380 кг/м3 [21]. При испытании смеси галенита,
барита и целестина крупностью —1,68 + 0,85 мм показано, что
в этих пределах эффективность сепарации возрастает с увели-
чением плотности поля, но уменьшается с увеличением скоро-
сти потока жидкости (рис. 17.5) и с увеличением скорости
потока твердого (рис. 17.6). В диапазоне испытанной ско-
рости сепарация частиц тоньше 0,6 мм оказалась неэффек-
тивной.
МГС-сепарация потенциально возможна для эффективного
отделения материала с высокой плотностью от любого другого.
Так, при подходящих параметрах управления можно получить
жидкость с эффективной плотностью 20 000 кг/м3. Недостатки
процесса: малое расстояние между полюсами для достижения
высокой напряженности магнитного поля; высокая стоимость
как пара-, так и ферромагнитной среды; возможность перера-
ботки только немагнитных или слабомагнитных материалов.
Таким образом, мало вероятно, что МГС-сепарация найдет про-
мышленное применение, кроме как в лабораторной практике,,
для окончательной обработки крупнозернистого раскрытого ма-
териала высокой ценности, например, золотосодержащих кон-
центратов, перечистки алмазов, цветных металлов или отходов
переработки драгоценных камней, а также других материалов,,
не поддающихся обработке более дешевыми традиционными
способами [17, 21]. ' ’
392
Платность магнитного
тля, Яс
Рис. 17.5. Влияние плотно-
сти магнитного поля на
эффективность разделения
галенита и барита
100 200 300 000
Скорость подачи, кг/ч
Рис. 17.6. Влияние скоро-
сти подачи твердого на эф-
фективность разделения га-
ленита и целестина
Сепаратор «стоячей волны». Если жидкость разгружается
с постоянной скоростью из вертикальной трубы на расположен-
ную ниже горизонтальную пластину, то жидкость будет разде-
ляться на радиальные и быстротекущие струи с ламинарным
потоком. По мере движения жидкости от центра, слой стано-
вится все тоньше и тоньше до тех пор, пока тонкая пленка не
сможет поддерживать внутренний градиент скорости. Струк-
тура ламинарного потока нарушится и образуется круговая
стоячая волна. Скорость потока внезапно уменьшается, жид-
кость поднимается, образуя волну, и затем продолжает распро-
страняться толстым слоем при меньшей скорости [11, 20].
Если смесь тяжелых и легких частиц ввести в поток жидко-
сти, то она будет течь вместе с нею в стоячую волну; тяжелые
частицы отлагаются внутри стоячей волны, а легкие — по ее
краям (за пределами). Ловегрин разработал принципы ради-
ального потока для аппаратов периодического и непрерывного
действия [11].
Более позднее устройство (рис. 17.7) представляет собой
ленточный конвейер шириной 0,6 м и длиной 1,5 м, движущийся
со скоростью 1 м/с над плоской пластиной на воздушной по-
душке, необходимой для поддержания плоской поверхности.
Разделяемая руда разгружается из питающей воронки и рас-
пределяется радиально в ламинарном потоке, прерываемом
стоячей волной. Движение ленты изменяет круглую форму
в овальную; чем больше скорость ленты, тем длиннее овал.
Движение ленты вперед также усиливает разделение минера-
лов вокруг стоячей волны, за исключением коротких дуговых
участков, параллельных краям ленты, на одном из двух концов
поперечного диаметра овала ламинарного потока.
393
Питание
Рис. 17.7. Схема сепаратора «стоячей волны» [11]:
/ — промывная вода; 2 — сепарирующая вода
Смещение точки подачи материала вдоль оси ленты или
в сторону от нее выводит минеральные частицы из-под дейст-
вия потока воды до того, как произойдет их разделение. У зад-
него конца овала частицы постоянно возвращаются в ламинар-
ную зону потока и сносятся к боковым сторонам. Вторая
воронка помещается ниже первой (по потоку) и чистая вода, по-
ступающая из нее, создает ламинарный поток, образуя стоячую
волну большего диаметра, чем от разгрузки питания. По мере
того, как смешанные и частично разделенные частицы дости-
гают задней кромки этого отрезка, они вытягиваются вдоль
центральной линии ленты; легкие минералы образуют пару уз-
ких полос по краям и параллельно полосе тяжелых минера-
лов [11].
Промежуток между полосами тяжелых и легких минералов
может быть расширен введением дополнительных струй воды.
Продукты собираются через головной шкив конвейера. Хотя
процесс показывает высокие показатели разделения частиц
крупностью —100 + 40 мкм, примеров промышленного использо-
вания его нет.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. А. с. 102842 (СССР). Центрифуга для выделения полезного ископае-
мого/Авт. изобрет. А. А. Агафонов, Л. П. Мацуев. Опубл, в Б. И. 1956, № 3.
2. Andres, U. Т. (1975а). MHD and MHS separation — A New Prospekt
for Mineral Separation in a Magnetic Field. Miner. Scie. Eng. 7 (2) 99—
107.
894
3. Andres, U. T. (1975b). Potentialities of Magnetohydrostatic Separation
using Solutions of Salts of Rare Earth Elements. J. S. Afr. Inst. Min. and
Metall. 75 Oct. 113—116,
4. Andres,. U. T. (1976). Magnetohydrodynamic and Magnetohydrostatic
Methods of Mineral Separation. Wiley New York. 224 pp.
5. Anon (1982). New Separator for Gold Recovery. Min. J. Jan. 21.
6. Burt, R. 0. and Ottley, D. J. (1974). Fine Gravity Concentration
Using the Barties — Mozley Concentrator. Inter. J. of Miner. Proc 1 347—
366.
7. Ceng Guangfu and Sheng Nengging (1981). Treatment Flowsheet
Test of Tungsten Ore Slime. Nonferrous Metals 33 Aug. 31—35 (In Chi-
nese).
8. Dolezil, M. and Reznicek, J. (1983). Mineral Processing— 1982: Trends
and Developments. World Min. Oct. 86—96.
9. Ferrara, G. (1960). A Process of Centrifugal Separation Using a Ro-
tating Tube. (5th) Inter. Miner. Proc. Cong. Inst. Min. and Metall. London
173—184.
10. Ferrara, G. (1974). Discussion on paper by Revnivtsev and Others at
Tenth Inter. Miner. Proc. Cong. London IMM 313—316.
II. Fisher, R. C. (1967). New Equipment for Mineral Processing. Min.
and Miner. Eng. Feb. 50—62,
12. Hoffnung, G. and Moreau, C. (1963). Two Hydraulic Machines for
Gravity Concentration of Ores. Paper presented at 6th Inter. Miner. Proc.
Cong. Cannes.
13. Irwin, A. (1982). The Knelson Hydrostatic Concentrator. Min. Review
2 (4) 41—43.
14. Каминский В. С. Центробежная сепарация углей и сланцев. М., Недра,
1967.
15. Кизивальтер Б. В., Карпенко Н. В. Исследование обогащения редко-
металльных руд на аппаратах. «Лаводюн» и «Лавофлукс».— Обогащение руд,
1971, № 3, с. 18—22.
16. Li, J. (1981). Separation of Tin Ore Slimes by Using the Centri-
fugal Separator. Nonferrous Metals 33 (1) 36—38. (In Chinese).
17. Lin, I. I. and Finkelstein, N. P. (1975). The Application of Magneto-
Hydrostatic Separations to Metallurgical Problems. J. S. Afr. Inst. Min. and
Metall. 75 Oct. 111 — 112.
18. Luo, Q. (1981). Centrifugal Separation for Beneficiation of Iron Ore
Slimes. Nonferrous Metals 33 (2) 48—53. (In Chinese).
19. Michaelis, H. Von (1982). Innovations in Gold and Silver Recovery.
XIV Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Paper II-l.
20. Olsson, R. G. and Turkdogan, E. T. (1966). Radial Spread of a Li-
quid Stream on a horizontal plate. Nature Aug. 20, 813—816.
21. Parsonage, P. (1980). Factors that Influence Performance of Pilot
Plant Paramagnetic Liquid Separator for Dense Particle Fractionation. Trans.
Inst. Min. and Metall. Sect. C. Dec. CI66—C173.
22. Revnivtsev, V. I., Barskii, M. D., Vinogradov, N. N., Podkosov, L. G„
Makovskii, N. D. and Kaminskii, V. S. (1974). Hydrodynamic Research into
Gravity Concentration Process and Methods for their Improvement. Tenth
Inter. Miner. Proc. Cong. London IMM 293—310.
23. Spiller, D. E. and Rau, E. L. (1982). Colorado School of Mines Re-
search Institute Report. Nov. 5 pp.
24. Tu, T. Y. and Yan, С. H. (1979a). A Combined Beneficiation Method
for the Treatment of Refractory Eluvial Tin Ores. Thirteenth Inter. Miner.
Proc. Cong. Warsaw Elsevier 1146—1164.
25. Tu, T. Y. and Yan, С. H. (1979b). New Flowsheets increase Sn Re-
covery from Eluvial Ores. World Min. Oct. 131—133.
26. Wang, W. and Poling, G. W. (1983). Methods for Recovering Fine
Placer Gold. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. 70 Dec. 47—56.
Раздел III 1
ПРОМЫШЛЕННОЕ ПРИМЕНЕНИЕ
.Л- ____________________________
..-.«л .н ' <г ' ;> <- ' v
, Л ’ ' ' ’! . ' . И;' >, > .
Глава 18
ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ГРАВИТАЦИОННОГО *
ОБОГАЩЕНИЯ ,
В предыдущих двух разделах рассмотрены теоретические
основы гравитационного обогащения, процессы и аппараты для
его достижения. В разд. III описаны различные примеры грави-
тационного обогащения.
Хотя гравитационное обогащение в практике переработки
минералов не столь широко используется во второй половине
XX в., как в начале, тем не менее остается важным в промыш-
ленности.
В 1978 г. в США общая масса полезных ископаемых, пере-
работанных гравитационными методами, была больше, чем
флотационными методами. Доля угля, переработанного грави-
тационной сепарацией в США, такая же, как и железной руды
[2]. Однако гравитационное обогащение применимо не только
для углей, железных руд и некоторых других случаев, но и
там, где флотация или другие «современные» методы не эф-
фективны.
Минералы, перерабатываемые частично или полностью гра-
витационной технологией: уголь, барит, золото, уран, флюорит»
серебро, андалузит, платина, железные руды, касситерит, ал-
мазы, минеральные пески, вольфрамит, хромит, шеелит, суль-
фиды, марганец, танталит.
Гравитационное обогащение фактически применяют в каж-
дой стране, имеющей горнодобывающую промышленность. Гра-
витационным обогащением не только перерабатывают различ-
ные минералы, но и выделяют сопутствующие ценные компо-
ненты из руд и продуктов обогащения. С одной стороны,
алмазы, вероятно, наиболее ценные из всех минералов, однако
руды, из которых их извлекают, очень бедные, поэтому их цен-
ность в земной коре меньше, чем многих медных месторожде-
ний, разрабатываемых открытым способом [1].
Стоимость 1 т промышленных минералов, с другой стороны,
много меньше, однако их ценность достаточна высока вследст-
вие более высокого содержания.
Качество перерабатываемой руды зависит также от степени
раскрытия (освобождения) ценного компонента. Например, эко-
номически невыгодно перерабатывать коренные оловянные руды
396
с содержанием олова менее 0,5%. Аллювиальные россыпные
оловянные руды в Юго-Восточной Азии, в которых олово круп-
ное и раскрытое, перерабатывают с содержанием, в 10 раз
меньшим содержания в коренных рудах.
Предприятия, перерабатывающие аллювиальные оловянные
россыпи, так же как и многие предприятия, перерабатывающие
минеральные пески, работают по двухстадиальной схеме обо-
гащения. Первичная концентрация осуществляется на месте
добычи в драгах, а вторичная — на стационарных установках
на суше. Золото на золотых приисках также извлекают на дра-
гах или на дешевых шлюзовых установках (таких, как на
Аляске), для которых термин «установка» бессмысленный.
Таким образом, не существует типичного проекта гравита-
ционной фабрики; каждый процесс оценивают по своим досто-
инствам. Тем не менее, существует своя концепция проектиро-
вания, которая должна приниматься во внимание для фабрики
любого типа.
Если бы кто-либо исследовал гравитационные фабрики, су-
ществующие с прошлого столетия, то один аспект бросился бы
в глаза. Практически все фабрики построены на склоне холма
или возвышенности для обеспечения самотека. На этих фабри-
ках перерабатывали в основном раскрытый грубозернистый ма-
териал и только умеренно извлекали мелочь. Эти фабрики не
использовали циркуляцию промпродуктов, работали при низ-
ком извлечении и не имели высокоэффективных центробежных
насосов, футерованных резиной, и гидроциклонов.
В последнее время проявляется тенденция к строительству
фабрик на ровном месте. Сила тяжести должна быть использо-
вана там, где это возможно, для того, чтобы сэкономить элек-
троэнергию, особенно в связи с ее удорожанием. Например,
удобнее устанавливать основное обогатительное оборудование
на одном этаже, но тогда необходимо большое число насосов
для перекачивания концентратов и промпродуктов. Лучше, если
компоновка оборудования обеспечивает самотек продуктов. Но
в первом случае обеспечиваются минимальные вибрации и ре-
зонанс.
Там, где гравитационные аппараты имеют движущиеся
части, стоимость опор для таких машин, расположенных над
землей, существенна. Сотрясательные столы требуют бетонного
основания и в идеальном случае они должны быть установлены
на уровне земли; если проект фабрики требует их поднятия, то
необходимы фундаменты из бетона толщиной 300 мм. Концен-
трационные столы, такие как трехдечный Дайстер 999 и много-
дечный Бартлез-Мозли имеют значительное преимущество
в связи с малыми вибрациями. Отсадочные машины в этом от-
ношении могут быть подвергнуты критике, так как создают
вибрации в вертикальном направлении.
397
С чисто структурной точки зрения установлено, что обору-
дование, которое не имеет движущихся частей, необходимо рас-
полагать на более высоких уровнях фабрики, в то время как
оборудование с большими горизонтальными вибрациями дол-
жно располагаться на фундаменте или земле.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Chaston, I. R. М. (1973). Heavy media cyclone plant design and prac-
tice for diamond recovery in Africa. 10th Inter. Miner. Proc. Cong. London
Inst. Min. and Metall. 257—276.
2. Millis, C. (1978). Process Design, Scale-Up and Plant Design for Gra-
vity Concentration. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.) Mineral Pro-
cessing plant Design. AIME New York, Chapter 18 404—426.
3. Обогащение золотосодержащих песков и конглс(мератов/О. В. Замя-
тин, А. Г. Лопатин, Н. П, Санникова, А. Д. Чугунов. М., Недра, 1975.
Глава 19 ;
ОБОГАЩЕНИЕ УГЛЕЙ В ВЕЛИКОБРИТАНИИ
Развитие британской угольной промышленности сыграло
огромную роль в научно-технической революции и позволило
стать Великобритании одной из ведущих держав мира. Британ-
ские угольные залежи проходят через всю страну: от неболь-
ших в Восточном Кенте (юго-восток страны) к крупнейшим
в Уэльсе, центральной Шотландии и на северо-востоке. В на-
стоящее время установлено, что имеются подводные угольные
залежи.
Обогащение в начале XX в. в Великобритании получило
развитие благодаря различным новшествам. В то время как
в 20-х годах XX г. в Германии для обогащения угля в основ-
ном использовали отсадочные машины, как наиболее эффектив-
ные обогатительные аппараты, британские инженеры создавали
и использовали новые процессы разделения. В течение этого
периода были разработаны такие получившие широкое распро-
странение аппараты, как Робинсон, Драпер, Блэккета и Эл-
лиота.
Позднее, в 20-х и 30-х годах британские угли перерабаты-
вали на небольших углеобогатительных фабриках, где было
внедрено гораздо больше изобретений, чем в последующие
годы. При одновременном использовании большого числа отса-
дочных машин Баум горные компании проявили предприимчи-
вость в приспособлении многих других процессов для своих це-
лей. В Южном Уэльсе для тяжелосредного обогащения приме-
нялись конусы Чанса с использованием песковой среды; этот
процесс был впервые использован в США в 1925 г. на антра-
ците. В Дареме корытные мойки были широко распространены
для промывки высококачественного коксующегося угля. Также
398
в Дареме и в некоторых районах Нортамберленда широко при-
менялось сухое (пневматическое) обогащение угля.
Процессы тяжелосредного обогащения впервые появились
в Британии в 20-х годах. Кроме конусов Чанса использовались
ванны Лессинга с применением СаСЬ. Позднее — ванны Бар-
войза с применением баритов в качестве среды (стали попу-
лярны в 30-е — 40-е годы) особенно на угольных предприятиях
Йоркшира. Магнетит в качестве тяжелой среды начали приме-
нять в 1939—40 гг.
Две ванны Тромпа были применены в Дербишире и Дареме;
ванны Ридлей-Скол применяли в основном на северо-востоке
Великобритании. Позднее наиболее популярными стали уголь-
ные тяжелосредные сепараторы — барабаны Вемко (см. гл 9).
С 1900 по 1940 г. углеобогатительные фабрики Великобри-
тании были оборудованы сепараторами с относительно низкой
производительностью — от 50 до 200 т/ч. С 1950 г. значительно
меньше новшеств было отмечено в Великобритании в создании
сепараторов. Небольшой угольный сепаратор Ворсил [1] — одна
из немногих разработок. В 1950 г., когда Национальная Уголь-
ная Ассоциация (NCB) впервые провела программу рекон-
струкции, углеобогатительные фабрики имели среднюю произ-
водительность 250—350 т/ч и только на нескольких фабриках
производительность превышала 500 т/ч. Производительность
фабрики «Манверс-Мейн», введенной в действие в 1954 г., со-
ставляла 1350 т/ч; на фабрике использовали ванны Барвойза
с хвостовой средой, отсадочные машины Баум, установки пен-
ной флотации и фильтрования.
В 1970-х годах отмечалось однообразие в конструкциях се-
параторов и вспомогательного оборудования. Имелась тенден-
ция к применению оборудования большой единичной мощности;
отсадочные машины имели производительность до 500 т/ч, ши-
рина ванн для тяжелосредного обогащения составляла 3 м при
аналогичной производительности. В противоположность одно-
образию в конструкции оборудования и процессов наблюдались
положительные сдвиги в разработке более совершенных си-
стем контроля с использованием программирующих логических
контроллеров, микропроцессоров и мини-ЭВМ.
Настоящее и будущее угольной промышленности Велико-
британии.
Вложения. Первая программа реконструкции британской
горной промышленности началась вскоре после национализа-
ции в 1947 г. и продолжалась в 50-х годах при правительствен-
ной поддержке. За этой реконструкцией последовал упадок
в 60-х годах, в связи с тем, что появилась дешевая нефть Ближ-
него Востока, которая сделала разработку многих рудников не-
экономичной. Упадок британской угольной промышленности
продолжался до 1973 г., когда нефтяной кризис привел к пол-
399
ТАБЛИЦА 19.1
Гранулометрический состав сырого угля, %
Крупность, мм 1962 1965 1970 1976
50 —50+25 16 23 ’ 9 21 4 ’ 21 } 19
—25 61 70 75 , 81
ной переоценке ситуации. «План для угля» был лозунгом, под
которым проведен курс вложений в угольную промышленность
в 1985 г. [2, 3]. Хотя некоторые проекты были переоценены
в последующие годы, большая часть этой программы вложений
была осуществлена. Этот «План для угля» предусматривал су-
щественные вложения в углеобогатительные фабрики, которые
составили свыше 275 млн. фунтов стерлингов (по 40 млн. фун-
тов стерлингов в год). Эти расходы были существенно умень-
шены в 1980 г. в связи с тем, что экономическая депрессия
повлияла на потребление энергии.
Рынок, и обогащение. Два основных фактора, оказывающих
влияние на британские угольные фабрики: развитие механизи-
рованной добычи и изменение в структуре потребления рынка.
Из этих двух факторов механизированная добыча имела боль-
шое влияние на проектирование фабрик. В частности, увеличи-
лась доля перерабатываемой мелочи. В Британской горной про-
мышленности доля механизированной добычи возросла от 3,8 %
в 1950 г. до 85,7 % в 1967 г. и в настоящее время составляет
свыше 94 %. За тот же период наблюдался рост пустой породы
в сыром угле при значительно большем содержании мелочи.
Доля породы в настоящее время составляет 40—50 % добывае-
мого угля, а содержание класса'—25 мм составляет свыше80 %
(табл. 19.1).
Проектировщики углеобогатительных фабрик реагируют на
эти изменения качества добываемого угля. В настоящее время
на фабриках чаще всего применяют отсадочные машины Баум,
тяжелосредные сепараторы и циклоны Ворсил, которые эффек-
тивно работают при содержании тяжелой фракции в питании
около 60 %. Большие угольные тяжелосредные сепараторы тре-
буются для эффективной переработки угля с содержанием 60—
70 % тяжелой фракции в питании, так как в крупных классах
исходного угля содержание тяжелой фракции обычно выше.
Фабрики, построенные в 60-х годах, обычно имеют перегру-
женные отделения для переработки мелочи из-за небольших
отсадочных машин, пенных камер, фильтров и сгустителей.
Фабрики с большими отделениями для переработки крупного
угля часто недогружены. Большая часть капвложений в послед-
400
Рис. 19.2. Область применения углей в Великобритании:
/ — кокс; 2— для коммунальных нужд; 3—для промышленных нужд; 4 — для произ-
водства электричества
ние годы преследовала одну цель — увеличение мощности фаб-
рик, связанное с изменением качества угля.
Одна из главных проблем в обогащении угля во многих
районах Великобритании — качество и содержание класса
—0,5 мм, например часть выделенных грохочением шламов из
питания смешивается с обогащенным углем для использования
на электростанциях, но иногда это невозможно из-за высокой
зольности шламов. Эта проблема усугубляется, если мелочь
смешивают со смесью для электростанций в виде сфлокулиро-
ванного осадка фильтров. Эти сфлокулированные пульпы ча-
сто имеют высокое содержание золы (35—40 %) и влаги
(30%), что вызывает необходимость пенной флотации. Вслед-
ствие этого растет производство угл'я пенной сепарацией (рис.
19.1). Соответственно увеличивается выпуск хвостов, что соз-
дает дополнительную проблему. Наиболее предпочтительный
401
способ переработки хвостов в настоящее время — фильтрование
под давлением, которое является порционным (дискретным) и
наиболее трудоемким процессом подготовки угля.
Свыше 65 % всех углей в Великобритании используют для
производства электричества (рис. 19.2). Энергетический уголь
состоит из смеси обогащенной и сырой угольной мелочи в ос-
новном крупностью —40 мм. В прошлом зольность смеси регу-
лировали добавлением необработанного компонента. Это дости-
гается усреднением в бункерах необогащенной мелочи и изме-
нением скорости разгрузки бункера с помощью ленточного
питателя. Ленточный питатель, который также определяет
объемную плотность (которая грубо коррелируется с зольно-
стью), изменяет скорость разгрузки бункера необогащенной ме-
лочи для смешивания при постоянной скорости подачи из бун-
кера обогащенной мелочи.
Эта система должна обеспечивать постоянное смешивание,
что достигается, если существует корреляция объемной плотно-
сти и зольности, а зольность обогащенной мелочи постоянна.
На практике бывает, что зольность обогащенной мелочи непо-
стоянна, в результате получается непостоянный состав смеси.
Более ранние системы пневматического контроля, использо-
вавшиеся при смешивании обогащенной и необогащенной ме-
лочи, в настоящее время заменены на электронные системы. Си-
стемы управления зольностью включают радиоизотопные при-
боры для измерения зольности в окончательной смеси, однако
имеются проблемы обеспечения непрерывного потока питания
через регистрирующее устройство для труднотекучего матери-
ала. В этой области требуется больше исследований. Управле-
ние зольностью смеси угля для электростанций обеспечивается
пробоотбором с конвейера окончательного продукта. Отобран-
ная смесь затем сокращается и проходит через радиоизотопный
измеритель зольности. Сигнал с этого прибора используется для
изменения скорости подачи необогащенной мелочи в смесь. При
повагонном опробовании зольность составляет 17±1%. На
большинстве новых фабрик окончательная смесь подается
в бункер быстрой отгрузки (конструкции Национального Уп-
равления угля — NCB) обычно производительностью 2000 т, со-
ставленной из стандартных модулей по 500—750 т.
Хотя рынок коксующихся углей в последние годы сокра-
щался, его подготовка все же важна и имеет свои особенности.
Коксующийся уголь высокого качества с содержанием серы ме-
нее 1 % в Великобритании почти не встречается и обнаружен
в настоящее время только в Южном Уэльсе. Уменьшение тради-
ционных площадей коксующихся углей означает то, что средне-
коксующиеся угли йоркшира должны быть резервом для
рынка коксующихся углей. Эти угли в основном имеют хоро-
шую коксуемость, но их зольность и содержание серы делают
402
необходимость их обогащения при плотности разделения 1300—
1400 кг/м3, зависящей от характеристики сырого угля. Пром-
продукты используют для энергетических целей после вторич-
ного обогащения при плотности разделения 1700—1800 кг/м3.
Все фабрики коксующихся углей снабжают бункерами для
сбора осадков фильтрования, чтобы контролировать распреде-
ление крупности в смеси обогащенной мелочи и таким образом
поддерживать петрографический состав получаемого продукта.
Примерно около 1/3 тяжелосредных установок, введенных в по-
следние годы, обогащают коксующиеся угли.
Другие изменения, которые произошли в области примене-
ния углей в Великобритании после национализации горноруд-
ных предприятий в 1947 г., показаны на рис. 19.2.
Уменьшение потребности в углях с появлением газа и элек-
трифицированных железных дорог и увеличение потребления
энергетических углей повлияли на системы отгрузки и смешива-
ния (а именно, бункера быстрой отгрузки). 90 % используемого
угля находится в виде мелочи крупностью менее 40 мм и при-
меняется в качестве топл'ива для электростанций, печей и дру-
гих целей. Это ведет к рационализации ряда товарных продук-
тов. В то время как 20 лет назад основные фабрики произво-
дили 4—6 продуктов, то новые фабрики производят 3 (иногда 1)
продукта.
Отличительная черта в проектировании фабрик для новых
рудников — строительство зданий для смешивания углей с уче-
том требований охраны окружающей среды.
Действующие и проектируемые углеобогатительные фабрики.
Программа Национального угольного управления (NCB) —
«План для угля» — предусматривает постоянные капиталовло-
жения в углеобогатительные фабрики. Создан Кодекс практиче-
ских данных, который удовлетворяет техническим стандартам и
может быть применен для каждого проекта.
В 1973—74 гг. началось строительство четырех фабрик стои-
мостью 10 млн. фунтов стерлингов, а со строительством пятой
фабрики в 1974—75 гг. стоимость увеличилась до 25 млн. фун-
тов стерлингов. Вложения в строительство фабрик увеличились
до 50 млн. фунтов стерлингов в 1978—79 гг., когда было рекон-
струировано 8 фабрик. С тех пор вложения уменьшились, так
как объем производства превысил потребности последних лет
и избыток угля стали складировать. В 1979 г. началась рекон-
струкция тяжелосредной обогатительной фабрики «Булей» про-
изводительностью 1800 т/ч (капиталовложения превысили
25 млн. фунтов стерлингов), а в 1980 г. была введена фабрика
в Гриметорпе производительностью 2000 т/ч (стоимость свыше
25 млн. фунтов стерлингов).
Основное применяемое оборудование на этих новых фабри-
ках — отсадочные машины Баум, тяжелосредные сепараторы
403
Рис. 19.3. Доля перерабатываемых углей на раз-
личном оборудовании:
/ — тяжелосредная сепарация (крупный уголь, 2250 т/ч);
// — тяжелосредная сепарация (аппараты Ворсил — цик-
лоны, 3050 т/ч); 111 — отсадочная машина (14 590 т/ч)
'1 ’*
для крупного угля и тяжелосредные гидроциклоны Ворсил для
мелкого угля. Отсадочные машины Баум — основной обогати-
тельный аппарат (рис. 19.3). Углеобогатительные фабрики пяти
новых рудников применяют отсадочные машины. Все тяжело-
средние сепараторы обогащают крупный уголь для отечествен-
ного рынка. Около трети мелких углей перерабатывают на тя-
желосредных циклонах Ворсил1 общей производительностью
свыше 3000 т/ч и используют для производства коксующихся
углей, в основном, из-за необходимости разделения при низких
плотностях, чтобы обеспечить минимальное содержание серы.
Около 90 % отсадочных машин производительностью 15 тыс.
т/ч используют в последние годы для производства мелкого
энергетического угля; оставшиеся 10 % производительности от-
садочных машин используется для подготовки коксующегося от-
носительно легкообогатимого угля.
Приблизительно 15 % по мощности новых и работающих
обогатительных фабрик перерабатывают мелочь. Почти все по-
строенные в середине 70-х годов фабрики, применяющие фло-
куляцию, перерабатывают мелочь флотацией. В настоящее
время распространена практика строительства фабрик с сек-
циями флотации, на которых перерабатывают 25 % сырого угля,
даже если часть обогащенного угля производится для энерге-
тических целей. Следовательно, фабрики с применением фло-
тации и фильтрования (фильтрование под давлением хвостов)
составляют главную часть новых фабрик в Великобритании.
Особенности проектирования фабрик. Проектирование бри-
танских углеобогатительных фабрик в течение последних 10 лет
становится более единообразным вследствие введения Кодекса
практики (NCB). Проявляется также тенденция к использова-
нию модульных установок. Рассмотрение концепции проектиро-
вания обогатительных фабрик может быть разделено на три
категории:
аспекты строительства и соблюдение требований охраны ок-
ружающей среды;
обзор технических стандартов; > '
исследование критериев проектирования процессов. • . ч
,404
Рис. 19.4. Типичная углеобогатительная фабрика:
1 — административное здание и помещение для контрольно-измерительной аппаратуры;
.2 — конвейер с исходным питанием; 3 — промывочное отделение; 4 — флотационное от-
деление; 5 —кирпичная продольная перегородка; 6 — отметка для основного класси-
фицирующего оборудования-, 7 — вакуумные насос и компрессор
Каждая из этих категорий исследуется и соотносится с уров-
нем развития науки и техники.
Строительство и охрана окружающей среды.
Основная особенность в строительстве фабрики — укрепление
нулевой отметки и первого этажа, на котором располагается
основное оборудование. На более высоких этажах располагают
стальные конструкции. В последние годы введено несколько
фабрик, построенных из стальных конструкций, но на большин-
стве из них для первого этажа применяют железобетонные кон-
струкции.
Некоторые здания проектируются с кирпичной кладкой во-
круг железобетонных секций, а стальные конструкции поме-
щают в каркасы со стальной обшивкой. Почти все крупные
фабрики включают отдельные административные корпуса, по-
мещения для контрольно-измерительной аппаратуры и лабора-
торий. Схема типичной современной углеобогатительной фаб-
рики Великобритании показана на рис. 19.4.
Требования охраны окружающей среды вызвали существен-
ные изменения в проектировании зданий фабрик, особенно
с 1974 г. Особенности, характеризующие эти изменения, сле-
дующие: помещение для контрольно-измерительной аппаратуры
отделено от главного корпуса; тяжелые вибрирующие аппараты
405.
установлены на бетонном основании первого этажа, а секции
для отдельных процессов отделены друг от друга.
Отдельные помещения для контрольно-измерительной аппа-
ратуры и различных служб обеспечивают защиту людей от
шума и вибраций. Из рис. 19.4 также видно, что на британских
фабриках предпочитают устанавливать грохота на бетонных
основаниях для уменьшения вибрации внутри здания. Мини-
мальная толщина бетонных оснований на первом этаже должна
быть 300 мм для поглощения вибраций. Необходимо, чтобы сек-
ции флотации и фильтрования отделялись от более шумных
участков фабрики кирпичной перегородкой.
Технические стандарты на британских углеобогати-
тельных фабриках составлены в соответствии с Кодексом прак-
тики, который введен в 1978 г., и на его основе создана британ-
ская стандартная спецификация.
Проектирование процесса. Применяемое оборудо-
вание для подготовки сырого угля перед обогащением в Вели-
кобритании— в основном серийного типа. Для относительно
твердых углей и породы применяют дробилки Брэдфорд для
уменьшения крупности до 100—150 мм. Там, где эти дробилки
применять невозможно, устанавливают щековые или валковые
дробилки. Хотя дл'я промежуточного хранения угля используют
традиционные цилиндрические бетонные бункера, на некоторых
наиболее крупных фабриках используют открытые или закры-
тые склады с очень большим впуском 1500—2000 т/ч. Системы
усреднения сырого угля обычно используют для обеспечения по-
стоянного состава питания фабрики. Конструкции бункеров ос:
нованы на принципах течения потоков для предотвращения за-
висания.
Имеется тенденция использования оборудования большой
производительности. Грохоты, применяемые для обработки сы-
рого угля, имеют ширину 2,4 м, а для мокрого грохочения —
2,2 м, почти все они низконаклонные вибрационного типа. Круп-
нейшие отсадочные машины Баум имеют ширину 3,67 м, про-
изводительность 500 т/ч при обогащении углей крупностью —
150 + 0 мм. Отсадочные машины Батак в Великобритании не
применяют. На большинстве фабрик с отсадочными машинами
•применяют бетонные осадительные конуса, но некоторые фаб-
рики используют короткоконусные циклоны для обогащения
продукта крупностью —0,5 мм. Применяемые центрифуги ис-
ключительно вибрационного типа производительностью 100—
300 т/ч для переработки углей крупностью —15+0,5 мм. Про-
изводительность отсадочных машин Баум, установленных в по-
следние 10 лет, составляет 250—500 т/ч.
На отсадочных машинах Баум перерабатывают примерно
80 % всех обогащаемых углей в Великобритании. На крупные
отсадочные машины Баум шириной 3,67 м и производителъно-
406
стью 500 т/ч питание подают двумя питателями, установлен-
ными параллельно, для обеспечения равномерного его распре-
деления по ширине машины. Отсадочные машины способны
отделять до 50 % продукта с использованием элеваторной раз-
грузки, перемещающей 80—90 % этих продуктов. Иногда про-
водится рециркуляция промпродукта: после грохочения подре-
шетный продукт отбрасывается, а надрешетный дробится и
возвращается в процесс.
Твердый продукт крупностью —0,5 мм выделяют флотацией
слива грохота из цикла отсадки; на грохот питание подается из
суспензионной конусной башни. На некоторых фабриках про-
мывная вода поступает из суспензионной башни. Сотрясатель-
ные столы, наиболее часто используемые в угольной промыш-
ленности США, в Великобритании не применяют.
Производительность двух крупнейших тяжелосредных уста-
новок, построенных в последние годы, составляет 1800—
2000 т/ч. Все тяжелосредные фабрики для обогащения мате-
риала крупностью —0,5 мм применяют пенную флотацию. Се-
параторы, применяемые на этих фабриках для переработки угля
крупностью +12 мм, работают вместе с барабанными сепара-
торами Вемко или ваннами Тромпа, или Дрюбоя.
Сепараторы рассчитывают таким образом, чтобы их мощ-
ность по извлечению тяжелой фракции составл'яла как мини-
мум 50 % питания крупностью +12 мм, но на практике эта
величина составляет 80—100 %. В циклах тяжелосредной сепа-
рации предусмотрен индикатор уровня; для поддержания плот-
ности среды—индикатор плотности.
Дистанционное управление плотностью и уровнем суспензии
осуществляют от центрального диспетчерского пульта. Плот-
ность регулируется в пределах +20 кг/м3 плотности разделе-
ния; погрешность измерения составляет 10 кг/м3.
Тяжелосредная сепарация материала крупностью —25+
+ 12 мм проводится в сепараторах Ворсил или циклонах DSM
(см. гл. 9). Крупность обрабатываемого материала в сепарато-
рах Ворсил до 30 мм, в циклонах DSM — до 40 мм. Во всех слу-
чаях перед подачей мелкого угля в сепараторы его обесшлам-
ливают по классу —0,5 мм. Многие тяжелосредные фабрики
применяют сепараторы Ворсил или циклоны DSM для первич-
ной и вторичной сепарации.
Разделительная плотность среды в первичной сепарации со-
ставляет 1330—1500 кг/м3, во вторичной— 1900—2000 кг/м3 для
максимального извлечения горючего материала.
Первичные и вторичные магнитные сепараторы — особен-
ность тяжелосредных фабрик. Стандартная допустимая произ-
водительность мокрого барабанного магнитного сепаратора со-
ставляет 112 л питания на 1 м длины, а рекомендуемая —
100 л на 1 м длины, когда проводится более точное разделение.
407
'Там, где питание требует уплотнения, используют осадитель-
ные конуса или гидроциклоны.
Типичные углеобогатительные фабрики. В качестве при-
мера рассмотрим работу двух современных фабрик: одна —
с применением отсадки и вторая — тяжелосредного обогащения.
Обогатительная фабрика «Хэтфилд» производительностью
500 т/ч, применяющая отсадочные машины Баум, выпускает
угольные концентраты для местных нужд, электроцентрали и
промышленного потребления. Тяжелосредная обогатительная
•фабрика «Саут Киркбай» («Итсайд») производительностью
750 т/ч производит угольные концентраты для местных, про-
мышленных нужд и коксования.
Схема обогатительной фабрики «Хэтфилд» приведена на
рис. 19.5. Сырой уголь подают с постоянной скоростью 500 т/ч
из бункеров 2 вместимостью 400 т на грохот 3 для разделения
на три фракции: ч-100; —100+12 и —12 мм. Крупный мате-
риал ( + 100 мм) поступает на рудоразборную ленту 4 и далее
.на дробление до крупности —100 мм в дробилку 5. Дробленый
материал возвращается в бункер 2. Материал крупностью —100
+ 12 мм транспортируется в промывочный бункер 6 вместимо-
стью 150 т. Класс —12 мм транспортируется через бункер 7
в батарею из четырех усреднительных бункеров, разгружается
(скорость определяется потребностью в сыром угле для ших-
товки) и направляется в шихтовочный бункер. Просыпь бунке-
ров конвейером подается в бункер обогащенного угля.
Цикл обработки сырого угля включает отсадку в высокопро-
изводительных (одиннадцатикамерных отсадочных машинах
Баум 8 шириной 3660 мм и с разгрузкой тремя элеваторами:
Пустая порода разгружается первыми двумя элеваторами и
после обезвоживания на грохоте 9 транспортируется в бункер
для хвостов. Промпродукт, выгруженный третьим элеватором,
обезвоживается на грохоте с клиновидной сеткой (0,5 мм) и
разделяется по крупности 12,5 мм на грохоте 10. Верхний про-
дукт грохота 10 додрабливают в дробилке И и объединяют
с необогащенной мелочью в бункере 23. Промпродукт грохота
10 крупностью —12,5 мм с высоким содержанием золы направ-
ляют в отходы.
Обогащенный уголь из отсадочной машины обезвоживают
и разделяют на грохоте 12 с получением четырех продуктов
крупностью —100 + 50; —50 + 32; —32+12 и —12 мм. Материал
крупностью —100 + 50 мм направляют на местный рынок или
на дробление до крупности менее 50 мм для добавления в по-
ток обогащенного угля, направляемого на электростанцию.
Материал крупностью —50 + 32 и —32+12 мм направляют
на местный рынок или на смешивание с обогащенным углем;
шламы обезвоживают и классифицируют на грохоте 14 с полу-
чением продукта крупностью —12 + 0,5 мм, который после обез-
408
Cbtfoi gm»
—100 мм (t от&ал)
-100+50мм (на перечистку)
Энергетическое тог,либо
~12мм
Рис. 19.5. Схема цепи аппаратов углеобогатительной фабрики «Хэтфилд»:
1 — штабель, склад угля; 2 — бункер вместимостью 400 т; 3, 12—грохоты: 4 — рудо-
разборная лента; 5, 11, /3 — дробилки; 6, 7, 23— бункера; 8 — отсадочная машина;
9, 14 — обезвоживающие грохота; 10 — обезвоживающий и классифицирующий грохот;
/5 — сборник шлама; 16 — богатый концентрат; /7 — обезвоживающее дуговое сито;
18— центрифуга; 19 — флотационная машина; 20— вакуум-фильтр; 21— сгуститель; 22—
фильтр-пресс
воживания в центрифуге 18 смешивают с обогащенным углем
или складируют. Цикл обработки мелочи включает дуговые гро-
хоты 17 и флотационные камеры 19 с использованием суспен-
зионной башни для обеспечения водой отсадочных машин Баум.
Часть очень крупных шламов экстрагируют из основания сус-
409
пензионной башни, обезвоживают на дуговых грохотах и объ-
единяют с мел'ким обогащенным углем перед центрифугирова-
нием.
Питанием флотационных камер является часть материала,
отделяемого при переливе основного потока, подаваемого через
питающую коробку в суспензионную башню. Флотационный
угольный концентрат направляют на вакуум-фильтры 20, затем
его смешивают с углем, направляемым на сжигание на элек-
тростанции, или складируют (направляют на отмывку от
класса —12 мм). Хвосты флотации сгущают в сгустителе 21,
•фильтруют в фильтр-прессе 22 и затем разгружают на конвейер
(в отвал). Обогащенный уголь направляют в бункера готового
продукта со складированной обогащенной мелочью и отгру-
жают по потребности.
Угольную мелочь для сжигания на электростанции получают
смешиванием обогащенного угля с необогащенной мелочью и
осадком фильтров в соответствии с требуемой зольностью. По-
сле смешивания материал складируют или направляют в бункер
для отгрузки. Обогатительная фабрика автоматизирована и
снабжена компьютерной системой. Двойная компьютерная си-
стема включает две контрольные единицы РДР 11/34 и круп-
номасштабные интеграторы со сканирующим устройством. Кон-
трольные панели включают два стандартных пульта управле-
ния Минос, приспособленные для требований обогащения угля,
и два экрана с цветным изображением. Система включает
8 мест регулировки и 14 мест для наблюдений за работой обо-
рудования фабрики.
Система обеспечивает полный автоматический пуск и оста-
новку оборудования, а также индивидуальный контроль отдель-
ного оборудования через панель управления. Контроль всего
фабричного оборудования и процесса осуществляется с по-
мощью ЭВМ, которая также используется для управления
всеми приводами электродвигателей и контролирует неисправ-
ность оборудования.
На обогатительной фабрике «Итсайд» («Саут Киркбай»)
применяют тяжелосредное обогащение с флотационной перера-
боткой мелочи (рис. 19.6). Общий поток подаваемого исходного
питания 750 т/ч включает два отдельных: большой («Саут
Киркбай») производительностью 500 т/ч для обогащения кок-
сующегося угля средней летучести и маленький («Ферримор»)
производительностью 250 т/ч для обогащения коксующегося
угля высокой летучести для энергетических нужд и бездымного
рыночного топлива. На рис. 19.6 показана схема переработки
из шахты «Саут Киркбай», другой — аналогичен. Сырой уголь
из шахты «Саут Киркбай» направляют непосредственно в дро-
билку Брэдфорд 2 или сначала на склад угля 1 перед дробле-
нием. Породу крупностью +150 мм из отделения дробления
410
В отдал В 7*3, да гоны
Рис. 19.6. Схема цепи аппаратов углеобогатительной фабрики «Итсайд*
(«Саут Киркбай»):
7—штабель, склад угля; 2 — дробилка Брэдфорд; 3, 9—бункера; 4 — колосниковый;
грохот; 5 — мокрый классифицирующий грохот; 6, 22 — ваины «Тромпа»; 7, 13, 23, 25.
27, 29 — обезвоживающие грохота; 8 — классифицирующий грохот; 10, 24 — дробилки;
П — обесшламливающий грохот; 12, 26 — тяжелосредные циклоны; 14— центрифуга;
15, 17 — дуговые сита; 16— осадительный конус; 18 — флотационная машина; 19— лен-
точный фильтр; 20— сгуститель; 21 — фильтр-пресс; 28 — центрифуга; 30 — смешива-
ющий буикео
транспортируют в отвал, а материал крупностью —150 мм на-
правляют в четыре усреднительных бункера 3 вместимостью
1000 т каждый. Из бункера усредненный рядовой уголь посту-
пает на самоочищающийся неподвижный колосниковый грохот
4 с отверстиями размером 12,5 мм. Нижний продукт грохота
411
крупностью —12,5 мм (100 т/ч) транспортируют конвейером
в смесительный бункер и затем смешивают с мелочью про-
мывки, промпродуктом и осадком фильтров. Эта мелочь слу-
жит в качестве энергетического топлива.
Верхний продукт неподвижного колосникового грохота по-
ступает на мокрое грохочение по классу 12,5 мм на низкона-
.клонные вибрационные грохота 5 размером 2,4X6,1 м. Верх-
ний продукт вибрационного грохота крупностью —150+12,5 мм
поступает на тяжелосредное обогащение в ванне Тромпа 6 при
плотности разделения 1400 кг/м3. Всплывший из ванны Тромпа
продукт обезвоживают на грохоте 7 и транспортируют на клас-
сифицирующие грохота 8 с получением продуктов крупностью
—150 + 25; —50 + 25 и —25+12,5 мм. Нижний продукт тяжело-
средной сепарации поступает на вторичную тяжелосредную се-
парацию в ванну Тромпа с плотностью разделения 1700 кг/м3,
легкую фракцию которой (промпродукты) обезвоживают на гро-
хоте 23 и далее направляют на дробление в дробилку 24, а за-
тем смешивают с мелочью, направляемой на энергетические
нужды на электростанции.
Тяжелую фракцию тяжелосредного аппарата 22 после дре-
нажа и грохочения на грохоте 25 направляют в хвостохрани-
лище.
Сырой уголь крупностью —12,5 мм обесшламливают по
классу 0,5 мм на низконаклонном вибрационном грохоте 11 раз-
мером 1,8X4,9 м, верхний продукт которого (—12 + 0,5 мм)
является питанием небольших первичных тяжелосредных цик-
лонов 12. Разделение в тяжелосредных гидроциклонах прово-
дится по плотности 1400 кг/м3; легкую фракцию обезвоживают
на грохоте 13, а затем в центрифугах 14. Тяжелую фракцию
тяжелосредных гидроциклонов направляют на дуговой грохот
15 перед направлением на вторичную тяжелосредную сепара-
цию в гидроциклонах 26. Вторичную тяжелосредную сепарацию
проводят по плотности 1700 кг/м3 с направлением промпродукта
(легкая фракция) на обезвоживающий грохот 27, центрифугу
28 и далее в бункер 30 (топливо для электростанций). Тяже-
лую фракцию вторичных тяжелосредных гидроциклонов обез-
воживают на грохотах 29 и отгружают в отвал.
Уголь месторождений Ферримор и перерабатывают в секции
производительностью 250 т/ч. Уголь из шахты Риддингс посту-
пает в дробилку Брэдфорд; материал крупностью +100 мм на-
правляют в отвал. Уголь из шахты Кинслей доставляют в же-
лезнодорожных вагонах на обогатительную фабрику «Итсайд»
и конвейером транспортируют на склад, смешивая его с сырым
углем крупностью —100 мм шахты Риддингс. Со склада уголь
направляют на грохочение по классу 12,5 мм на неподвижный
колосниковый грохот производительностью 50 т/ч. Верхний про-
дукт этого грохота с самоочищающейся поверхностью перера-
412
батывают отдельно в цикле, аналогичном секции «Саут Кирк-
бай». Так как первичная тяжелосредная сепарация в обеих сек-
циях (для мелочи и крупного угля) производится по плотности
1400 кг/м1 2 3, то тяжелая фракция обоих потоков объединяется
для вторичной сепарации по плотности 1700 кг/м3.
Материал крупностью —0,5 мм обесшламливающих грохо-
тов направляют в два зумпфа, один дл'я угля участка «Саут
Киркбай», второй — «Ферримор». Из этих зумпфов шлам круп-
ностью —0,5 мм перекачивают в крупные осадительные конуса
16 (два для шламов «Саут Киркбай» и один — «Ферримор»),
Шламы в этих конусах осаждаются и нижний продукт направ-
ляют на дуговое сито 17. Нижний продукт дугового сита 17
направляют во флотационные камеры 18, а верхний продукт
возвращают на обесшламливающие грохота И. Флотационная
установка имеет производительность 150 т/ч и включает шесть
рядов по четыре камеры вместимостью 11,5 м3 и шесть ленточ-
ных фильтров 19, каждый с площадью фильтрующей поверхно-
сти 56 м2. Осадок фильтра объединяют с обезвоженной мелочью
соответствующего потока. Хвосты сгущают в двух сгустителях
20 (каждый диаметром 21 м) и далее направляют на 12 автома-
тических фильтр-прессов 21, имеющих 100 камер размером 2Х
X 1 м. Осадок фильтров отгружают в отвал.
Системы с магнетитовой средой состоят из отдельных цик-
лов для обогащения крупного и мелкого угля при низкой плот-
ности разделения и с общими циклами для обогащения круп-
ного и мелкого угля при высокой плотности разделения. В цикл
включена система циркуляции сверхплотной среды. Цикл раз-
бавленной среды является общим для потоков крупного и мел-
кого угля.
Система контроля для этой фабрики имеет свои особенно-
сти. После тщательного исследования последних достижений
в систему контроля фабрики решено включить программируе-
мые логические контроллеры совместно с мини-ЭВМ.
Системы контроля фабрики «Итсайд» требуют большого чи-
сла информационных единиц: 3500 — для цифровой информа-
ции и 750 — аналоговой. Этот объем обеспечивается двумя
мини-ЭВМ РДР 11/34, одна из которых действует для конт-
роля, а вторая — для управления.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ -
1. Abbott, К., Bateman, К. W. and Shaw, S. R. (1969). The Vorsyl Se-
parator. Ninth Commonwealth Min. and Metall. Conf. London, Paper 33
19 pp.
2. Anon (1974). Coal for the Future. Department of Energy, London.
3. Hillman, J. (1979). Coal Preparation Projects in the U. K. Trans
Am. Inst. Min. Eng. 266 1602—8.
413
1
Глава 20 ; ;
ОБОГАЩЕНИЕ УГЛЕЙ В КАНАДЕ ' «
Канада входит в десятку крупнейших производителей угля
в мире. Его производство в 1982 г. составило 40 млн. т [5J
(свыше 1 % мирового производства). Для сравнения выпуск
угля в США (крупнейший производитель в мире) составляет
800 млн. т. Канадская угольная промышленность — растущая
отрасль. Производство удвоилось менее, чем за десять лет, и
будет снова удвоено в течение следующих десяти лет.
Одновременно канадская угольная промышленность стано-
вится все более комплексной и сложной. Тогда как в других
странах технология углепереработки развивалась медленно, что
удовлетворяло их потребности, Канада вынуждена была срочно^
обновить технологию, чтобы справиться со своими проблемами..
Рынок металлургических углей требует, чтобы они были чи-
стыми с очень низкой зольностью и со строгим пределом ка-
чества.
Стоимость перевозки топлива была достаточно существенна,
чтобы способствовать уменьшению зольности и влажности
углей,
Требования к охране окружающей среды вызывают необхо-
димость развития и применения сложных систем складирова-
ния отвалов и более надежных систем контроля пылевыде-
ления.
Рассмотрим современное состояние процесса переработки
углей в Канаде на примере одного из новых месторождений.
Квинтет на северо-востоке Британской Колумбии. Первая оче-
редь одноименной обогатительной фабрики была пущена
в 1984 г. На фабрике получают энергетические и металлургиче-
ские угли.
Требования к углям.Основные факторы, повлиявшие на бы-
стрые темпы роста угольной промышленности Канады: разви-
тие разнообразного товарного экспорта (главным образом ме-
таллургических углей в Японию) и четырехкратное повыше-
ние цен на нефть, вызвавшее возврат к энергетическим углям
для получения электроэнергии. Потребители металлургических
углей смешивают угли из разных источников и необходим стро-
гий контроль за содержанием каждого сорта угля в смеси.
Контракты на поставку металлургического угля точно опреде-
ляют не только среднее качество, но и допустимые пределы его
колебания. Премии (штраф), предусмотренные в контракте, по-
крывают эти неизбежные изменения качества. Цель подготови-
тельной установки заключается в регулировании зольности и
влажности получаемого продукта в допускаемых пределах. Из-
менение коксующей способности углей нельзя регулировать не-
посредственно на фабрике, но его можно уменьшить тщатель-
414
ным наблюдением за процессом и смешением (везде, где
можно).
Раньше многие проблемы на углеобогатительных фабриках
можно было объяснить недостаточной информацией, поступаю-
щей от разработчиков. Фабрики, которые проектируются на
неадекватной информации, не могут производить продукцию,
соответствующую техническим условиям, если только не зани-
зить извлечение (менее, чем экономически возможно).
В результате многие контракты по длиннопламенным кок-
сующимся углям были пересмотрены. Так, хрупкость углей За-
падной Канады была недооценена, в результате чего на боль-
шинстве фабрик образовалось много мелочи, что привело к ус-
тановке сушилок.
Энергетические угли имеют весьма разнообразный состав и
поэтому широкие рыночные возможности. Лигнит из прерий
в основном применяется для электростанций, расположенных
рядом с рудниками, после дробления до требуемой крупности.
Относительная низкая теплота сгорания углей (13,5—
15 Дж/кг) ограничивает их ценность и, следовательно, расстоя-
ние, на которое экономически выгодно его транспортировать.
Природная однородность степных бурых углей делает его про-
мывку излишней.
Однако с изменением экономики принято решение о тер-
мальной сушке и брикетировании бурых углей с получением
прочного транспортируемого продукта с хорошей теплотворной
способностью. Подобное решение принято для углей с низкой
степенью углефикации в прерии Альбера. Из этих не совсем
однородных углей можно получать угольные концентраты золь-
ностью менее 14 % и сырой уголь с теплотворной способностью
17 Дж/кг.
Однако из-за стремления на горных предприятиях приме-
нять крупное оборудование селективность выемки уменьшается,
вызывая непостоянство состава сырого угля и, следовательно,
необходимость его обогащения.
Установки (фабрики) для подготовки угля. Обогащение
крупных углей. Способ обогащения крупных углей выбирают
в зависимости от его крупности. Основной процесс переработки
угля крупностью —100+10 мм — тяжелосредное обогащение
в сепараторах; —50+0,5 мм — тяжелосредное обогащение в гид-
роциклонах и —50 + 0 мм — отсадка на машинах Баум. Тяже-
лосредное обогащение в основном широко применяют для пере-
чистки металлургических углей. Большой и переменный расход
материала с близкими гравитационными свойствами фактиче-
ски исключает возможность применения отсадочных машин
Баум в качестве первичных обогатительных аппаратов.
Тяжелосредные сепараторы, применяемые в Западной Ка-
наде, подразделяют на два типа: барабанные и желобчатые,
415
работающий персонал предпочитает последние. Однако желоб-
чатые сепараторы требуют более высоких капитальных затрат,
но меньше эксплуатационных. Тяжелосредные сепараторы обес-
печивают очень эффективное обогащение крупного угля в ши-
роком интервале гравитационных свойств. Главный недостаток
этих аппаратов — они способны перерабатывать только крупно-
зернистый материал с нижним пределом крупности 6 мм.
Попытки переработать более тонкие классы (до 0,5 мм)
в этих аппаратах вызвали загрязнение тяжелой среды и «всплы-
вание», что является причиной уменьшения производительности
и эффективности.
Если имеется информация о том, что в классе +50 мм со-
держится очень тонкий уголь, то в процессы обогащения круп-
ного угля в тяжелосредных циклонах необходимо включать пе-
речистные операции.
Цикл из тяжелосредных гидроциклонов подобен тяжелосред-
ным сепараторам, но он более эффективен для обогащения
мелких углей ( + 0,5 мм). Эти циклы дают дополнительные пре-
имущества: способны быстро и легко изменять плотность;
всегда имеются запасные детали для ремонта и они легкодо-
ступны.
Две различные тяжелосредные системы используют в на-
тоящее время:
замкнутый цикл со сгустительными циклонами и сгустите-
лями магнетита с небольшим числом магнитных сепараторов.
Слив сгустителя и нижний продукт магнитных сепараторов по-
дают к разбавленной тяжелой суспензии, поступающей с дре-
нажных и промывочных грохотов;
открытый цикл, оборудованный большим числом магнитных
сепараторов и циклонов (не сгустительных) или сгустителей
магнетита. Нижний продукт магнитного сепаратора используют
в качестве обесшламливающей воды, так что вода проходит че-
рез фабрику только один раз.
Открытая система менее дорогая, чем замкнутая, однако
она допускает большие потери мелкого угля с разбавленной
тяжелой суспензией в шламовом цикле, тогда как замкнутый
цикл обеспечивает циркулирующую нагрузку без ущерба для
эффективности процесса. Для решения этой проблемы были
проведены различные эксперименты, но не было ни одного осо-
бенно удачного. Некоторые предприятия проектируют установку
обесшламливающих грохотов по классу 0,75 мм и сохраняют
обезвоживающие и промывочные грохота по классу 0,5 мм.
В любой системе хорошая эксплуатация грохота обязательна
для ее эффективной работы.
Другой основной процесс для подготовки крупных углей —
отсадка, которая является широко распространенным подгото-
вительным процессом во всем мире.
416
Процесс отсадки, обеспечивая такую же точность и эффек-
тивность, как и тяжелосредное обогащение, имеет более высо-
кую производительность и относительно низкие капитальные и
эксплуатационные расходы. Эти факторы особенно важны для
энергетических углей, требования к зольности которых менее
строги. Еще один очень значительный фактор в пользу приме-
нения отсадки для обогащения энергетических углей состоит
в том, что эти угли очень часто ассоциируют с глиной. Глина
создает трудности, увеличивая вязкость тяжелой суспензии
в тяжелосредном цикле, но оказывает меньшее влияние на эф-
фективность отсадки. Эффективность серийной отсадочной ма-
шины Баум уменьшена из-за способа введения (подачи) воз-
духа в отсадочную камеру, влияющего на равномерность меха-
низма отсадки по ширине отсадочной постели. Это в сочетании
с плохой конструкцией воздушного клапана не обеспечивает
точного регулирования, требуемого при значительных измене-
ниях промывочных характеристик большинства канадских сы-
рых углей.
Отсадочные машины Баум требуют равномерного по каче-
ству и количеству питания и они относительно негибкие как
разделяющие устройства. Интервал плотности разделения для
них составляет 1500—1600 кг/м3 (наиболее эффективно рабо-
тают при плотности 1550 кг/м3).
На многих месторождениях Западной Канады, имеющих
значительную часть материала промежуточной плотности, не
получили распространения отсадочные машины Батак, осо-
бенно популярные в Европе и США.
Обогащение мелких углей. Одно из значительных достиже-
ний в технологии обогащения мелких углей — разработка си-
стемы двухстадиального гидроциклонирования в объединенных
водных гидроциклонах.
Внедрение цикла одно- или двухстадиального обогащения
углей в водных гидроциклонах уменьшает зависимость флота-
ции для достижения максимального извлечения. Если угли про-
являют переменную флотационную способность, то применяют
батарею гидроциклонов, снижающих гравитационную сепара-
цию до 0,25 или 0,15 мм.
Применение данной схемы на различных фабриках доказало
ее преимущества при переработке окисленных или частично
окисленных металлургических углей.
Двухстадиальная компоновка водных гидроциклонов заклю-
чается в следующем: нижний продукт из первичного гидроцик-
лона поступает во вторичный, а слив последнего возвращается
в первичный. Такое устройство позволяет получать во вторич-
ных гидроциклонах очень грязные хвосты (отходы) с высоким
содержанием примесей и золы. Во вторичных гидроциклонах
осуществляется частичная классификация питания, которая
14 Заказ № 1987 417
повышает эффективность дальнейшего процесса переработки.
По мере того, как общая система приходит в равновесие, она
создает циркулирующую нагрузку из материала близкой плот-
ности, действующую как среда во вторичных гидроциклонах,
создавая эффект стесненного разделения, который «обостряет»
точку разделения всей системы.
Продукт крупностью —0,5+0 мм из первичных гидроцикло-
нов обычно классифицируют по классу —0,25 + 0,15 мм,
а шламы возвращают на флотацию. Если двухстадиальная ком-
поновка гидроциклонов применяется для получения топливного
угля, то материал крупностью —0,15 мм часто сбрасывают
с хвостами из-за дополнительных расходов на его разгрузку и
обезвоживание.
Шламы из металлургических углей обычно извлекают фло-
тацией. Оборудование видоизменяют на каждой фабрике соот-
ветственно с индивидуальными требованиями. Одна из основ-
ных проблем — классификация получаемого продукта тоньше
0,15 мм.
Системы, которые уже действуют или испытываются, вклю-
чают классифицирующие гидроциклоны, встряхивающиеся ду-
говые грохота и грохота Bop-Сив и Деррик. Классифицирую-
щие гидроциклоны не обеспечивают четкой сепарации по классу
0,15 мм и большая часть необогащенного материала уходит
в нижний продукт. Это в совокупности с более высокой плот-
ностью (и следовательно, более высокой зольностью) частиц
каждого диапазона крупности приводит к повышению зольно-
сти нижнего продукта. Стандартные дуговые грохота дают
удовлетворительные результаты разделения по крупности
0,5 мм, но их производительность и эффективность значительно
уменьшаются при крупности 0,15 мм вследствие забивания. Эта
проблема более остра, если в питании не содержится крупный
материал, способный очищать отверстия грохота. Грохоты Дер-
рик— относительно новые аппараты — пользуются успехом.
Они имеют относительно четкую сепарацию по классу 0,25 мм
для потока питания 25—30 л/с или по классу 0,15 мм для по-
тока питания 20 л/с; срок службы грохота без замены состав-
ляет 30—45 сут.
Обезвоживание продуктов. Мелкие угли и отходы класси-
фицируются (оседают) очень медленно по сравнению со шла-
мами металлических руд, что требует очень хорошего обезво-
живающего оборудования. Уголь вместе с тонкой пленкой лю-
бого масла, которое легко адсорбируется, «всплывает» с очень
незначительным образованием пены (обычно окрашенной мед-
ленно-осаждаемыми тонкими частицами породы). Однако чи-
стый уголь упорно адсорбирует воду, поэтому для его обезво-
живания требуются центрифуги, тогда как на рудных фабри-
ках обычно используют сгустители и фильтры [2].
418 ' !
Обезвоживание обогащенного угля. Для меха-
нического обезвоживания мелкого обогащенного угля приме-
няют центрифуги и вакуум-фильтры. Влажность обезвожен-
ных на вакуум-фильтрах продуктов составляет 22 %, на центри-
фугах — 17 % •
Наряду с дисковыми фильтрами, давно применяемыми на
угольных фабриках в Западной Канаде, начали применять цент-
рифуги для обезвоживания материала крупностью —0,5 мм.
Крупный уголь обезвоживают в центрифугах с ковшовой вы-
грузкой осадка.
Так как центрифуги с вертикальной выгрузкой осадка
сложны в обслуживании, то на фабриках стремятся использо-
вать центрифуги с горизонтальной выгрузкой осадка.
Обезвоживание мелких отходов. Проблема уда-
ления тонких отходов при промывке углей усложняется по мере
того, как возрастают требования к охране окружающей среды.
Внедрение водооборота никогда не пользовалось успехом в За-
падной Канаде, незначительные улучшения были достигнуты
по уменьшению твердого, складируемого в хвостовых прудах.
На канадских углеподготовительных фабриках применяют
в основном фильтры, центрифуги со шнековой выгрузкой осадка,
центрифуги Берд и сгустители. Супертонкий материал можно
частично осаждать, применяя флокулянты.
Термическая сушка. Проблемы, связанные с транспор-
тированием мокрого обогащенного угля, вызывают необходи-
мость использования крупных сушильных печей на всех круп-
ных промывочных фабриках в Западной Канаде. Первые су-
шилки, установленные на большинстве фабрик в Западной
Канаде, были очень сложны в работе и требовалась их модифи-
кация, включающая замену сжигаемого угля природным газом
и усовершенствование системы мелкого угля.
Описание типичных углеобогатительных фабрик. Одна из но-
вых углеобогатительных фабрик в Западной Канаде — «К в и н -
тет», принадлежащая фирме «Квинтет коал лимитед», по-
строена на северо-востоке Британской Колумбии. Первая оче-
редь фабрики «Квинтет», на которой перерабатывают метал-
лургические и энергетические угли, пущена в начале 1984 г.
Планируемая производительность предприятия составляет
120 млн. т в течение первых 20 лет работы. Вся продукция от-
гружается в Японию.
Уголь добывают открытым способом из четырех разрезов,
находящихся на расстоянии 15 км друг от друга. Месторожде-
ние расположено в суровых климатических условиях на высоте
1300 —1800 м над уровнем моря.
Вскрышные породы и уголь добывают открытым способом
с применением экскаваторов и автосамосвалов. Уголь достав-
ляют из карьера на углеподготовительную фабрику, располо-
14* 419
женную в центре угольного месторождения, ленточными кон-
вейерами после дробления до 150 мм. Конвейерный транспорт
обусловлен неблагоприятными зимними погодными условиями
и расстоянием.
Углеподготовительная фабрика. В проект промывочной фаб-
рики было заложено следующее: обеспечение максимальной
гибкости процесса, максимальное использование самотечного
транспорта углей и продуктов тяжелосредного обогащения че-
рез фабрику и легкость (доступность) обслуживания обогати-
тельного оборудования. Для достижения этого требуется вы-
сота фабрики около 60 м. Так как сырой уголь добывают на
четырех различных участках и из различных пластов, техноло-
гическая схема обеспечивает переработку углей различной
крупности и с различными промывочными характеристиками.
Аппараты расположены ступенчато в таком порядке, что
мостовой кран, расположенный под крышей секций, перераба-
тывающих металлургические и энергетические угли, может до-
стать любое основное оборудование. У оборудования, недося-
гаемого для этого мостового крана, проложены монорельсы, по
которым его можно довести до места, досягаемого для мосто-
вого крана.
Полы (площадки) в здании имеют некоторый наклон, что
облегчает транспортирование обогащенного продукта через
здание. Металлургические и энергетические угли подготавли-
вают в одном здании.
Цикл обогащения металлургических углей (рис.
20.1) предназначен для переработки угля крупностью —8 мм
в четырех идентичных продуктовых потоках; уголь крупностью
—150 + 8 мм перерабатывают в одну стадию в тяжелосредном
барабанном модуле.
Продукт крупностью —8 мм разделяют на два класса круп-
ности: —0,5 + 0,15 мм и —0,15 мм. Четыре продукта перечи-
щают различными способами:
— 150 + 8 мм—в тяжелосредном барабанном сепараторе;
— 8 + 5 мм—-в тяжелосредном гидроциклоне;
— 0,5 + 0,15 мм — двухстадиальным гидроциклонированием
с рециркуляцией;
— 0,15 мм — флотацией.
Тяжелосредная сепарация—наиболее подходящий метод
для перечистки класса +0,5 мм. Так как шламы крупностью
+ 0,15 мм имеют плохие флотационные характеристики, их пе-
рерабатывают гидроциклонированием (в водной среде), а мате-
риал —0,15 мм перечищают флотацией.
Уголь подают из двух бункеров 1 вместимостью 8 тыс. т
каждый конвейерами на четыре грохота 2 с размером отвер-
стий 8 мм. Расход материала составляет 650 т/ч. Весь сырой
уголь крупностью +8 мм собирается на общий ленточный кон-
420
Рис. 20.1. Схема цепи аппаратов подготовительного отделения металлурги-
ческих углей на фабрике «Квинтет»;
/ — два бункера вместимостью по 8000 т; 2 — классифицирующий грохот; 3 — тяжело-
средний барабанный сепаратор; 4 — обезвоживающий и классифицирующий грохот; 5 —
дробилка; 6, 13, /9 — центрифуги; 7, 11, 2? — обезвоживающие грохота; 8 —дуговое
сите; 9 — грохот для подготовительного грохочения; 10— тяжелосредиый циклон; 14,
15 — гидроциклоиы (классифицирующие, обезвоживающие); 16 — классифицирующий
циклон; 17 — грохот; 18— флотокамеры; .20 — сгуститель; 21 — термическая сушилка;
22 — выгрузка из бункера
вейер и подается на тяжелосредиый барабанный сепаратор
Вемко 3. В сепаратор добавляют магнетитовую суспензию для
контроля плотности. Тяжелую (потонувшую) фракцию осушают
и промывают на грохоте 7 перед разгрузкой на конвейер с от-
вальными хвостами. Легкую (всплывшую) фракцию также на-
правляют на промывку и классификацию на грохот 4 с разме-
ром отверстий 38 мм. Верхний продукт этого грохота дробят
в дробилке 5 до крупности —50 мм.
Сырой угол крупностью —8 мм после мокрого грохочения
на грохоте 2 далее классифицируют по классу 0,5 мм на дуго-
вых ситах 8, верхний продукт которых поступает на подготови-
тельное грохочение на грохотах «Банана» 9.
Класс —8 + 0,5 мм подготовительного грохочения разгру-
жают в смеситель, куда добавляют магнетит. Затем материал
подают в два тяжелосредных гидроциклона 10 диаметром
600 мм, которые установлены параллельно. Легкую и тяжелую
фракцию гидроциклонов 10 направляют на дуговые грохота 11
421
и 12 с размером отверстий 0,8 мм для удаления тяжелой сус-
пензии, верхний продукт дуговых сит далее поступает на гори-
зонтальные вибрационные грохота с размером дек 0,5 м.
Нижний продукт (—0,5 мм) подготовительного грохота 9
является питанием двух ниток из восьми первичных гидроцик-
лонов (водных) 14, 15. Пески первичных гидроциклонов про-
мывают во вторичных гидроциклонах. Слив вторичных гидро-
циклонов рециркулирует через первичные гидроциклоны, а пе-
ски сгущают и удаляют в отходы.
Слив первичных гидроциклонов классифицируют по классу’
0,15 мм в гидроциклонах 16, пески которых направляют на гро-
хота 17 для выделения оставшегося материала крупностью
—0,15 мм. Нижний продукт этого грохота объединяют с клас-
сом —0,15 мм гидроциклона 16 и направляют на флотацию во
флотационные камеры 18. Перед флотацией материал переме-
шивают с керосином и метилизобутилкарбинолом. Флотацион-
ная машина включает пять камер вместимостью 15 м3 каждая.
Весь перечищенный уголь крупностью +0,5 мм, полученный из
тяжелосредных барабанных сепараторов и тяжелосредных гид-
роциклонов, обезвоживают на горизонтальных вибрационных
центрифугах 6, 13.
Мелкий уголь (—0,5 мм) из водных гидроциклонов и фло-
тационного цикла обезвоживают в центрифугах 19. Весь обез-
воженный перечищенный уголь объединяют и направляют кон-
вейерами на сушку в сушилки 21, которые в качестве угольного
топлива используют часть получаемых энергетических углей.
Сушилки установлены параллельно и выдают уголъ влажно-
стью 8 % Для отгрузки.
Цикл подготовки энергетических углей предназначен
для однопоточного процесса. Первичная перечистка угля произ-
водится на отсадочной машине, двухстадиальная классифика-
ция в гидроциклонах применяется для материала крупностью-
—0,5 + 0 мм с получением материала зольностью 10 % (рис..
20.2).
Сырой уголь из бункера 1 крупностью —150 мм подают кон-
вейером со скоростью 350 т/ч на двухкамерные отсадочные ма-
шины 2. Тяжелую фракцию отсадки удаляют двухковшовым,
элеватором на двухдечный грохот 15 с отверстиями нижней
деки размером 0,5 мм; верхний продукт грохота разгружают на
конвейер; материал —0,5 мм сгущают в хвостовом сгустителе
и далее удаляют в отвал.
Легкую (всплывшую) фракцию отсадочных машин направ-
ляют на обезвоживающий грохот 3 «Банана» с отверстиями
размером 4 мм, которые увеличиваются у разгрузочного конца
до 38 мм. На этом грохоте получают три класса крупности.
Материал крупностью —150 + 38 мм дробят в дробилке 4 до
крупности —50 мм перед подачей в термическую сушилку. Про-
422
Рис. 20.2. Схема цепи аппа-
ратов подготовительного
отделения энергетических
углей на фабрике «Квин-
тет»:
/ — бункер вместимостью
8000 т; 2 — отсадочная ма-
шина; 3 — грохот; 4 — дробилка;
5, 7, 12 — центрифуги, 6 — обес-
шламливающий грохот; 8, 9 —
циклоны; 10 — классифицирую-
щий циклон; II, 17 — сгусти-
тели; 13 — термическая су-
шилка; 14 — бункер; 15 — обес-
дпламливающий грохот; 16 —
бункер для крупных отходов
(крупной породы)
Питание
Отходы
Уголь
.дукт крупностью —38 + 4 мм обезвоживают в горизонтальной
вибрационной центрифуге 5 перед подачей в термическую су-
шилку. Класс —4 мм перекачивают на обесшламливающий гро-
хот 6, на котором его классифицируют по классу 0,5 мм и обез-
воживают. Верхний продукт грохота 6 обезвоживают в горизон-
тальной вибрационной центрифуге 7 и далее разгружают на
конвейер для обогащенного угля, а нижний продукт грохота 6
крупностью —0,5 мм перекачивают для дальнейшей двухста-
диальной перечистки в секции гидроциклонов 8, 9, состоящей из
двух ниток из восьми первичных и шести вторичных.
Пески вторичных гидроциклонов направляют в сгуститель
хвостов. Слив первичных гидроциклонов классифицируют в гид-
роциклонах 10, пески которых поступают в две центрифуги 12
для обезвоживания, а слив сгущают в сгустителе 11 диамет-
ром 22 м. Пески этого сгустителя возвращают в центрифугу 12
для обезвоживания и далее объединяют с обогащенным про-
дуктом.
Обогащенный энергетический уголь сушат в сушилке 13
с псевдоожиженным слоем.
Складирование и погрузка. Высушенный уголь
транспортируют ленточными конвейерами в три бункера вмести-
мостью 12,5 тыс. т каждый, один —для энергетических углей и
два — для металлургических. Пробоотборное устройство в верх-
ней части бункера опробует каждый поток по мере прохожде-
ния готового угля.
423
Ленточные питатели, расположенные под бункерами, имеют
производительность 4500 т/ч. Уголь из отгрузочного бункера
вместимостью 300 т подают в вагоны.
Загрузка поездов непрерывная и автоматизированная с ис-
пользованием системы из трех железнодорожных путей. Отбор
проб производится по мере загрузки состава.
После погрузки вагоны орошают латексной эмульсией для
уменьшения пылеобразования в процессе транспортирования.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Bosworth, G. В., Hogg, J. and Lunde, К. D. (1983). Qunintette Plant
provides Maximum Operations Flexibility. Can Min. J. Nov. 80—85.
2. Pickett, D. E. (1978). Coal Processing—Introduction. In Milling.
Practice in Canada. CIM Special Vol. 16 381.
3. Rance, D. C. (1983). The Quintette Coal Project. С. I. M. Bull. 76
May 60—67.
4. Raymond, B. and Payne, B. (1979). Recent Advances in Canadian Coal
Preparation. С. I. M. Bull. Feb. 110—114.
5. Stocks, I, (1983). Fuel Minerals Min. Annual Rev. 77.
Глава 21
ОБОГАЩЕНИЕ ЖЕЛЕЗНЫХ РУД
Кроме угольных предприятий, наибольшее применение гра-
витационная технология нашла на железорудных предприятиях.
Однако в отличие от угольных предприятий, где гравитацион-
ный метод — основной способ подготовки, железные руды пере-
рабатывают различными методами.
Разведанные запасы железных руд достаточны для миро-
вого обеспечения железом и сталью до XXIII в. [2].
Месторождения железных руд распространены во всем мире..
Исторически основное производство железных руд из богатых
месторождений было связано с районами со сталелитейной
промышленностью в Западной Европе и США. Однако с нача-
лом второй мировой войны, когда была большая потребность
в железных рудах, вкупе с открытием высококачественных ме-
сторождений и переворотом в транспорте руд (сухим и мор-
ским) железорудная промышленность получает размах в таких
странах, как Австралия, Бразилия, Канада и Индия.
Переоценка требований в период экономического спада в на-
чале 1980 г. отразилась на некоторых проектах, которые при-
остановлены или отменены, и на некоторых предприятиях, ко-
торые были закрыты временно или совсем.
Мировое производство в период с 1980 по 1982 гг. умень-
шилось на 13 % (табл. 21.1).
Минералогия. Железные руды представлены различными ми-
нералами, основные из которых оксиды железа (гематит, маг-
424
нетит, гетит, лимонит) и
карбонаты железа (сиде-
рит).
Многие месторождения
США представлены магне-
титовыми таконитами, со-
стоящими в основном из
магнетита, кремнистого
сланца и силикатов в мате-
ринской породе. В Брази-
лии перерабатывают руды,
состоящие в основном из
итабирита или яшмового
сланца (слои яшмы, вклю-
ченные в гематит) [17].
Руды месторождений
имеют различное качество.
Например, руды западноев-
ТАБЛИЦА 21.1
Добыча железной руды (по данным
1982 г.)
Страна Добыча, млн. т Доля, %
СССР 243 31,0
Бразилия S7 12,4
Австралия 89 П,4
КНР 71 9,0
Индия 41 г; 5,2
США 37 ... 4,7
Канада ' , 33 " 4,2
Другие “ 173 : 22,1
Всего 784 100
ропейских месторождений в среднем содержат 33 % Fe; руды
Австралии и Бразилии — более 63 % [2] и считаются товарным
продуктом.
Наличие пустой породы увеличивает транспортные расходы ,
и расходы на металлургическую переработку. Сталеплавиль-
ные заводы закупают железные руды как можно более высо-
кого качества.
Владельцы предприятий стремятся сбалансировать каче-
ство производимой руды с требованиями рынка и с возможно-
стью поддержания высокого общего извлечения железа на своих
предприятиях. Так как штрафные санкции на низкокачествен-
ную продукцию и надбавки за повышенное качество продуктов
значительны, то контроль качества и планирование горных ра-
бот— основная цель оптимизации железорудных горных работ,
особенно там, где не применяют обогащения.
Кроме обычных примесей, таких как кремнезем и алюминий,
строго контролируют содержание фосфора и серы в руде и кон-
центратах из-за их вредного влияния на процесс получения
стали. Штрафные санкции зависят от содержания этих при-
месей.
Многие руды требуют различных способов обогащения в от-
личие от природно-богатых руд, которые подвергают грохоче-
нию и сортировке в зависимости от качества и содержания при-
месей. Даже, если разрабатываются богатые рудные тела, то
встречаются большие объемы бедной руды, которая нуждается
в обогащении, для того, чтобы оптимизировать общее извлече-
ние железа из рудного тела.
Технология обогащения. Железная руда каждого типа об-
ладает разными минералогическими характеристиками и
425
требует специфической металлургической обработки для произ-
водства товарного продукта с оптимальным извлечением. Ме-
тоды переработки разнообразны: от простого дробления и гро-
хочения до комплексных схем с различными формами обога-
щения. Метод обогащения зависит от содержания и распределе-
ния рудной породы и примесей в структуре руды.
Основные методы переработки железных руд следующие:
дробление и грохочение;
мокрое грохочение и обесшламливание; " '
гравитационная концентрация; '
магнитная сепарация; -я • к
флотация; ’
селективная флокуляция.
Первые два метода пригодны для переработки только бога-
тых руд или дл'я переработки порции руды с высоким содержа-
нием железа, добываемой селективным способом.
Бедные руды требуют доводки тем или иным методом обога-
щения, которые зависят от их минерального состава. Например,,
руды, содержащие гематит, гетит или сидерит, перерабаты-
вают по схеме, предусматривающей гравитационное обогаще-
ние или высокоинтенсивную магнитную сепарацию; магнетито-
вые руды перерабатывают на слабомагнитных сепараторах. Фло-
тацию и селективную флокуляцию применяют, в основном, для
удаления кварца и других примесей из железных концентратов.
Современные предприятия, перерабатывающие железные руды,
имеют огромные производственные мощности. Например, круп-
нейшая в мире обогатительная фабрика «Маунт-Ньюмен» (Ав-
стралия) имеет мощность 30 млн. т руды в год; фабрика «Куд-
ремук» (Индия) производит 7,5 млн. т/год концентратов и «Ка-
райас» (Бразилия) —35 млн. т/год товарного продукта.
По сравнению с технологическими схемами, необходимыми
для обогащения тяжелых окисленных минералов (см. гл. 25),.
схемы переработки железных руд относительно проще, но очень
важно их тщательное проектирование и подбор оборудования.
Двухминутная просыпь на фабрике, перерабатывающей 6 тыс.
т/год руды, оставляет очень большой штабель.
Желательно применение пилотных обогатительных фабрик..
Например, при проектировании обогатительной фабрики «Ка-
райас» была построена пилотная фабрика производительностью
свыше 120 тыс. т/год [12], включающая процессы дробления,
мокрого грохочения и обесшламливания.
Каждый из вышеназванных методов будет коротко проана-
лизирован и описан в приведенных технологических схемах ти-
пичных обогатительных фабрик, которые включают в циклы
гравитационную технологию [25].
Дробление и измельчение. Наиболее простой, наименее до-
рогой и поэтому предпочтительный метод обработки дробле-
426
нием и грохочением, если требуется только дробление, сухое
грохочение и оборудование для транспортирования. Дробление
(чаще всего трехстадиальное) и грохочение всей руды до тре-
буемой крупности или по фракциям — применяют для руд с вы-
соким содержанием железа и низким содержанием примесей
или для селективно добываемой руды.
Если содержание железа в месторождении ниже кондицион-
ного, то возможна эффективная концентрация раздельным дроб-
лением и грохочением. Этот вариант основан на том, что
железосодержащие минералы тверже или менее ломкие, чем
сланцевые прослойки и другие примеси. Железо будет таким об-
разом концентрироваться в крупных фракциях, в то время как
шламы пригодны для агломерации и окомкования или в случае
бедных руд требуют обогащения другими методами. Контроль
качества продукта затруднен, так как процесс сравнительно не-
гибкий и требуется селективная добыча. Если не применяют
другие методы обогащения для бедных руд и мелочи, то общее
извлечение железа из руды значительно уменьшается.
Крупные месторождения природно-богатых руд западной
Австралии благоприятны для применения дробления и грохоче-
ния (как завершающих операций), хотя имеется несколько не-
давно введенных предприятий, на которых для переработки бед-
ных руд применяют различные методы обогащения [7].
Обогатительная фабрика «М а у н т - Н ь ю м е н» (Австра-
лия) имеет типичную дробильно-сортировочную схему для пе-
реработки богатых руд [7]. Основной поток руды, добытой от-
крынтым способом, направляют на дробление и грохочение.
Руду, добытую подземным способом, дробят до —200 мм в пер-
вичных гирационных дробилках и затем подвергают сухому
грохочению по классу 100 мм. Материал крупностью +100 мм
направляют на II стадию дробления в гирационных дробилках.
Дробленую руду крупностью —100 мм перевозят в Порт-Хед-
ленд, где ее классифицируют по классу 30 и 6 мм на двухдеч-
ном грохоте; материал крупностью +30 мм направляют на
III стадию дробления в гирационной дробилке. Конечную круп-
нокусковую руду и шламы складируют раздельно у причала.
Дробление и грохочение применяют на двух фабриках
«Маунт Том Прайс» и «Парабудо», принадлежащих фирме
«Хамерсли айронс», крупнокусковая руда которых и шламы
раздельно отгружаются в порт.
Мокрое грохочение и обесшламливание. В тех случаях, когда
имеются легкодоступные источники воды или руда имеет соот-
ветствующие гранулометрические или минералогические харак-
теристики, для ее доводки применяют мокрую классификацию
и (или) обесшламливание. Это не изменяет схему переработки
крупнозернистой руды, только вводится орошение грохотов
водой под давлением.
427
Шламы обычно классифицируют, а ультратонкие частицы
обесшламливают, в основном, в гидроциклонах, пески которых
направляют на фильтры, а затем на сушку перед окомкова-
нием.
Проект крупной фабрики «Каракас» фирмы ,,CVRD“ (Ком-
паниа вале до Рио Досе) (Бразилия)—типичный для данного
процесса [12]. Запасы месторождения на конец 1980 г. оцени-
вались в 1,25 биллион т гематитовой руды с содержанием 66 %
Fe. Фабрика выдает 35 млн. т/год товарного продукта.
Технологическая схема перерабатывающей фабрики вклю-
чает трехстадиальное дробление и последующую мокрую клас-
сификацию. Верхний продукт направляется прямо на склад или
на измельчение в стержневую мельницу с центральной разгруз-
кой. Шламы и разгрузку стержневой мельницы классифици-
руют в спиральных классификаторах, обезвоживают на грохо-
тах и отгружают. Хвосты (8 % руды) сгущают и складируют
в хвостохранилищах для возможного последующего обога-
щения.
Гравитационная технология — один из двух основных обога-
тительных процессов, которые применяют для переработки бед-
ных железных руд. Она может использоваться для переработки
руд всех типов, однако магнетитовые руды подвергают магнит-
ной сепарации полностью или частично. Большинство гравита-
ционных процессов технически применимо, хотя по причине мас-
штабности производства применяют только высокопроизводи-
тельное оборудование. В связи с этим имеются большие потери
с мелочью (нижний предел составляет 50 мкм), так как грави-
тационное оборудование для шламов не способно их перераба-
тывать при такой высокой производительности. Если требуется
извлечение ультратонких частиц, то гравитационное обогаще-
ние комбинируют с другими процессами.
Тяжелосредная сепарация может быть использо-
вана для обогащения бедных железных руд в качестве само-
стоятельного метода или совместно с другим гравитационным
способом или с магнитной сепарацией [3].
Для тяжелосредной сепарации используют статические се-
параторы (барабанные) для крупного материала п динамиче-
ские сепараторы (циклоны) для тонкого материала. Однако
в Швеции на некоторых фабриках используют процесс Стрипа
[23].
Тяжелосредная сепарация в качестве единственного обога-
тительного процесса используется на сидеритовой фабрике
«Вава» (Онтарио, Канада), принадлежащей фирме «Алгома
Стил» [14]. Бедную сидеритовую руду дробят до 35 мм и клас-
сифицируют по классу 6 и 0,6 мм. Класс —35 + 6 мм направ-
ляют в тяжелосредный барабанный сепаратор с плотностью
разделения 3320 кг/м3, используя в качестве среды ферросили-
428
Рис. 21.1. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Сишен»:
J — бункера (склады) дробленой руды; 2 — тяжелосредный сепаратор; 3 — тяжелосред-
ный циклон; 4 — промывочно-обезвоживаюхций грохот; 5—дробилка; 6 — грохот; 7 —
склад крупного концентрата; 8 — склад тонкого концентрата
ций; класс —6 + 0,6 мм доводят в тяжелосредной гидроциклоне,
использующем в качестве среды магнетит плотностью 2400 кг/м3.
Шламы обесшламливают и объединяют с концентратом.
Крупнейшая в мире тяжелосредная фабрика «Сишен»
(ЮАР), принадлежащая фирме «Искор», имеет производствен-
ную мощность по руде 5 тыс. т/ч (рис. 21.1).
Железные руды месторождения «Сишен» состоят из высоко-
качественного твердого гематита, относительно мягкого сланца
и прослоек железной руды и слюдянистого песчаника.
Дробление до —100 мм дает удовлетворительное раскрытие
для производства тяжелосредной сепарацией потонувшего (тя-
желая фракция) и всплывшего (легкая фракция) продуктов
с содержанием железа соответственно 67 и 20—30 %. Присут-
ствие прослоек железной руды и слюдянистого песчаника в пи-
тании фабрики усложняет тяжелосредный процесс, так как тре-
бует разделительную плотность 3800 кг/м3 [27].
Дробленая руда является питанием промывочно-сортировоч-
ной фабрики, на которой руду сортируют на четыре различных
класса крупности. Эти продукты складируют и перерабатывают
в четырех циклах с использованием тяжелосредной сепарации?
—90 + 30 мм — 5 барабанных сепараторов Вемко, каждый
производительностью 520 т/ч;
—30 + 9 мм—3 барабанных сепаратора Вемко, каждый про-
изводительностью 346 т/ч-,
—9+5 мм — 4 гидроциклона DSM, каждый производитель-
ностью 132 т/ч;
429
—5 + 0,5 мм — 4 гидроцикл'она DSM, каждый производитель-
ностью 200 т/ч.
Природные свойства руды месторождения Сишен и различ-
ные промывочные характеристики продуктов разной крупности
вызывают необходимость их раздельного тяжелосредного обо-
гащения. Продукт крупностью —9 + 5 мм продают как готовый
для процесса прямого восстановления или дробят до —6 мм и
соединяют с мелким продуктом.
На некоторых предприятиях тяжелосредную сепарацию объ-
единяют с другими процессами. Например, на фабрике «Тхаба-
зимби» (ЮАР), принадлежащей фирме «Искор», концентрат
тяжелосредной сепарации по плотности свыше 3800 кг/м3 до-
водят на винтовых сепараторах [27]. На фабрике «Маунт-Нью-
мен» (Австралия) тяжелосредная сепарация используется в ком-
бинации с конусами Рейхерта; на фабрике «Маунт Том Прайс»
она объединена с магнитной сепарацией на высокоинтенсивных
сепараторах.
Винтовой сепаратор — один из наиболее часто приме-
няемых аппаратов для гравитационного обогащения железных
руд.
Несмотря на то, что каждый аппарат имеет относительно
низкую производительность и требуется их большое число, они
дешевы и просты в обслуживании. Наряду с тем, что некоторые
предприятия заменяют винтовые сепараторы, они остаются ши-
роко используемыми аппаратами.
Полностью укомплектована винтовыми сепараторами фаб-
рика «Лак-Женин» (Канада) [4], на которой в 1960-х годах
было установлено свыше 2000 винтовых сепараторов Хэмфри.
Винтовые сепараторы часто используют совместно с другим
оборудованием, так, на фабрике «Бонг Майнинг» — с магнит-
ными сепараторами, а на фабрике «Тхабазимби» — с тяжело-
средной сепарацией. На последнем предприятии, например, на
винтовых сепараторах перерабатывают материал крупностью
0,5 мм после тяжелосредной установки, повышая содержание
железа с 50 до 64 % и достигая извлечения 90 %.
Концентрация на винтовых сепараторах может использо-
ваться как единственный метод обогащения. Например, на фаб-
рике «Мак-Кинли» (шт. Миннесота, США), перерабатывающей
гематито-лимонито-гетитовые руды, технологическая схема
включает дробление, грохочение, промывку, концентрацию на
винтовых сепараторах и обесшламливание. Получаемые кон-
центраты в среднем содержат 60 % железа. Первичную руду
после дробления классифицируют на грохоте, на который по-
дают воду под высоким давлением. Нижний продукт класси-
фикации по классу 6 мм и класс —6 мм питания концентрируют
в пятивитковых винтовых сепараторах. Концентраты обезвожи-
вают на грохотах и барабанных фильтрах.
430
Рис. 21.2. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Маунт Райт»:
/ — бункер дробленой руды; 2 — мельница самоизмельчения; 3 — грохот; 4 — класси-
фицирующий грохот; 5 — винтовые сепараторы основной концентрации; 6 — перечист-
иые винтовые сепараторы; 7 — винтовые сепараторы контрольной операции; 8 — фильтр
для концентрата; 9 — циклон
На крупнейшей обогатительной фабрике «Маунт Райт» (Ка-
нада), принадлежащей фирме «Квебек Картье» [6, 11], на вин-
товых сепараторах перерабатывают 137,2 тыс. т/сут гематито-
вой руды с содержанием железа 30 % (рис. 21.2).
Дробленая руда является питанием серии бункеров 1 общей
вместимостью 57 тыс. т, из которых руда распределяется на
шесть идентичных параллельных секций. Руда измельчается
в мельнице самоизмельчения 2 диаметром 9,8 м, работающей
в замкнутом цикле с двумя грохотами 3 с отверстиями разме-
ром 3,3 мм и 18 вторичными грохотами 4 с отверстиями разме-
ром 0,83 мм. Нижний продукт грохотов распределяется на
24 параллельные секции двухзаходных винтовых сепараторов
GEC 5, каждый из которых производит черновой концентрат,
промпродукт и хвосты. Черновой концентрат доводят на 216 пе-
речистных 6 и 216 контрольных 7 винтовых сепараторах GEC
до содержания железа 66 %. Конечный концентрат фильтруют
в двух горизонтальных вращающихся фильтрах 8 диаметром
6,1 м. Хвосты перечистной и контрольной операций обезвожи-
вают в циклонах 9 и возвращают в основную операцию.
Показатели работы обогатительной фабрики «Маунт Райт»
приведены в табл. 21.2 [6].
431
ТАБЛИЦА 21.2
Показатели работы обогатительной фабрики «Маунт Райт»
Продукт Выход, тыс. т/сут Содержание, % Распределе- ние Fe, %
Fe SiO.
Концентрат 56 66,3 5,0 86,2
Хвосты 81 7,4 — 13,8
Исходное питание 137,2 31,1 — 100
Конусы Рейхерта. Разработанные для переработки ми-
неральных песков, конусы Рейхерта, характеризующиеся очень
высокой производительностью, простотой обслуживания, низ-
кими капитальными и эксплуатационными затратами, идеально
подходят для обогащения некоторых типов железных руд.
Одна из первых железорудных фабрик, на которой были
установлены конусы Рейхерта — фабрика «Кэрол Лейк» фирмы
«Айрон ор компани» [9]. На этой фабрике конусы Рейхерта
были установлены вместо винтовых сепараторов для обработки
тонких классов руды.
В Новой Зеландии, железорудная промышленность которой
развита слабо, используют также конусы Рейхерта в комбина-
ции с винтовыми или магнитными сепараторами для концен-
трации титансодержащего магнетита [24].
Комбинированные методы гравитационного
обогащения. Процессы отсадки для обогащения железных,
руд широкого распространения не получили, однако на некото-
рых небольших или старых фабриках в США отсадку приме-
няют.
Например, на фабрике «Игл-Маунтин» фирмы «Кайзер стал»
(шт. Калифорния, США) [5] установлено 40 отсадочных машин
Вемко в комплексном цикле с магнитной и тяжелосредной се-
парацией, а также с винтовыми сепараторами.
В КНР используют центробежные концентраторы, получив-
шие первоначально распространение для извлечения олова из
шламов (см. гл. 17). Центробежная концентрация — один из
основных методов извлечения железа из гематитовых руд круп-
ностью— 75+10 мкм [16].
На руднике Конгханглин фирмы «Ансхан майнинг ком-
пани» построена фабрика производственной мощностью
3 млн. т/год, технологическая схема которой включает низкоин-
тенсивную магнитную сепарацию, сепарацию на винтовых сепа-
раторах диаметром 1200 мм и концентрацию в центробежных
концентраторах размером 1600X900 мм (рис. 21.3). На этой
фабрике в центробежном сепараторе из руды, содержащей 14 %
432
Рис. 21.3. Схема цепи аппаратов обо-
гатительной фабрики «Конгханглин»
116}:
/ — мельница; 2 — основная магнитная се-
парация; 3 — грохот для тонкого грохоче-
ния; 4 — перечистная магнитная сепара-
ция; 5 — сгуститель; 6 — циклоны; 7 — вин-
товые сепараторы; 8 — центробежный се-
паратор
: - > д * *
Fe, получают концентрат с содержанием 63 % Fe при извле-
чении 43 %.
Магнитная сепарация — один из двух основных методов
обогащения бедных железных руд, особенно таконитовых
в США и итабиритовых в Бразилии. Используют высоко- и
слабоинтенсивную магнитную сепарацию.
Низкоинтенсивная магнитная с е п а р а ц и я при-
меняется для переработки магнетитовых и таконитовых руд
с применением сухой сепарации для крупного материала и мок-
рой— для тонкого.
Типичный процесс переработки таконитовых руд осуще-
ствлен на фабрике «Эри майнинг» (США) фирмы «Эри май-
ниг компани», перерабатывающей 30 млн. т/год железной руды,
содержащей 30 % железа [5]. Технологическая схема этой фаб-
рики включает дробление и грохочение с последующим измель-
чением в 36 стержневых и шаровых мельницах и четырехста-
диальную низкоинтенсивную магнитную сепарацию. Последней
стадии магнитной сепарации предшествует тонкое грохочение
по классу 44 мкм, верхний продукт доизмельчают для дальней-
шей сепарации. Концентраты с содержанием 65 % Fe подвер-
гают окомкованию, а затем отгружают.
На фабрике «С е в и д ж - Р и в е р» (Австралия) магнетито-
вые руды после первичного дробления измельчают до крупно-
сти 1,5 мм в мельницах самоизмельчения; первичный магнети-
товый концентрат получают на мокрых магнитных барабанных
сепараторах с постоянным полем. Этот концентрат доизмель-
чают в шаровых мельницах до 75 мкм перед вторичной магнит-
ной сепарацией. Подобная схема применяется на фабрике
«Шуихенг» (КНР), перерабатывающей 30 млн. т руды
в год [28].
Для переработки магнетито-гематитовых руд применяют низ-
коинтенсивную магнитную сепарацию совместно с другими обо-
433
гатительными процессами или в качестве первичных операций,
как на фабрике «Ку дрему к» (Индия) [10], или контрольных,
как на фабрике «Бонг майн» (Либерия) [8]. В обоих этих
случаях используют винтовые сепараторы для концентрации
немагнитной фракции руды. На фабрике «Весфроб» (Британ-
ская Колумбия, Канада), которая была закрыта в 1983 г., тех-
нологическая схема включала магнитную сепарацию с после-
дующим тонким измельчением до содержания 80 % класса
— 44 мкм и низкоинтенсивную магнитную сепарацию с направ-
лением концентрата на флотацию для выделения сульфидов.
Высокоинтенсивная магнитная сепарация.
Для слабомагнитных железных руд (гематит-итабаритовые
формы в Бразилии) и гематитовых шламов высокоинтенсивная
магнитная сепарация (WHIMS) особенно популярна в каче-
стве альтернативы гравитационной концентрации.
Крупнейшая в мире фабрика, применяющая процесс
WHIMS,— CVRD в Бразилии, введенная в 1972 г. Производ-
ственная мощность фабрики составляет 46 млн. т руды в год,
из которой 18 млн. т/год обогащают только дроблением и гро-
хочением (природно-богатая руда). Оставшиеся 28 млн. т со-
ставляет итабирит, из которого 2 млн. т/год представляет высо-
кокачественный гематит, из которого классификацией по классу
30 мм производят высококачественный концентрат с содержа
нием 66,5 % Fe. Класс —6+1 мм может быть также отнесен
к аглоруде при содержании 65 % Fe. Общий объем итабирита
является полностью раскристаллизованным гематитом и квар-
цем и требует для раскрытия тонкого измельчения. Была вы-
брана высокоинтенсивная магнитная сепарация вместо грави-.
тационно-флотационной схемы вследствие не только более низ-
ких капитальных и эксплуатационных затрат, но и более высо-
кого извлечения и качества [22].
Процесс WHIMS также применяют в комплексе с другими
обогатительными процессами. Например, на фабрике «Маунт
Том Прайс» (Австралия) применяют тяжелосредную сепа-
рацию для доводки материала крупностью +0,5 мм; для пере-
работки материала крупностью —0,5 + 0,063 мм — процесс
WHIMS [7]. На фабрике «У о буш» (Канада, Лабрадор) техно-
логическая схема включает сепарацию на винтовых сепарато-
рах, низкоинтенсивную магнитную и электростатическую [18].
Флотация. До внедрения мокрой высокоинтенсивной магнит-
ной сепарации широко применялась флотация, особенно в Се-
верной Америке для обогащения руд, содержащих тонковкрап-
ленные примеси.
Этот процесс часто применяют в комбинации с другими.
После дробления (обычно трехстадиального) и измельчения
проводят флотацию с добавлением катионных или анионных со-
бирателей с последующим обесшламливанием. Флотационные
434
концентраты фильтруют и обезвоживают до влажности 10 %
перед окомкованием [13].
На фабрике «Эмпайр Майн» фирмы «Кливленд —
Клифф» тонкозернистые мартит-гематитовые руды требуют из-
мельчения до содержания 85 % класса —25 мкм для лучшего
раскрытия минералов. Руду дробят в одну стадию в гирацион-
ной дробилке, затем измельчают самоизмельчением в замкну-
том цикле с рудногалечной мельницей и направляют на флота-
цию [5]. Флотацию можно применять как конечную перечистную
стадию процесса переработки железных руд (для уменьше-
ния содержания кварца). Эту технологию применяют на фаб-
рике «С а д в а р а н г е р» (Норвегия) [21].
Селективная флокуляция. Минеральный состав и степень
раскрытия зерен в месторождении Тилден (Мичиган, США) оп-
ределили развитие нового процесса взамен магнитной концен-
трации в основной стадии. Требуемое измельчение до 85 %
класса —25 мкм для раскрытия железа вызывает появление
большого количества шламов, которые мешают флотации. Вла-
дельцы горного предприятия совместно с фирмами США «Бу-
реау», «Кливленд—Клифф» разработали процесс селективной
флокуляции — флотации [5, 26]. Тонкоизмельченную руду сна-
чала селективно флокулируют крахмалом, связывающим желез-
ные минералы в агломераты, в то время как кварц (кремнезем)
находится в дисперсном состоянии. Далее материал направляют
в сгуститель для получения песков, обогащенных железом, и
слива (хвосты). Пески обрабатывают во флотационных каме-
рах с добавлением в качестве собирателя аминов для удаления
оставшегося кварца, затем железный концентрат обезвоживают
и окомковывают.
Селективную флокуляцию с флотацией предполагают при-
менять для переработки железных руд месторождения Сававин
в Саудовской Аравии, где дешевая энергия позволяет предпо-
честь ультратонкое измельчение вместо гравитационного спо-
соба.
Окомкование. В Южной и Северной Америке этот метод по-
лучения товарного железосодержащего продукта очень распро-
странен, главным образом потому, что руды во многих случаях
можно обогащать в крупной форме. Это часто также обуслов-
лено содержанием в рудах тонко рассеянных примесей, кото-
рые требуют тонкого измельчения для раскрытия.
Гетитсодержащие лимонитовые руды также легко подда-
ются этой тепловой обработке с получением продукта со сред-
ним содержанием влаги 10 % для производства товарных ока-
тышей.
Фирмы «Тинтак», «Батлер», «Националь» и «Резерве» в Се-
верной Америке, в Южной Америке — «КВРД» («CVRD») —
наиболее крупные владельцы окомковательных фабрик.
435
Рис. 21.4. Схема цепи аппа-
ратов обогатительной фаб-
рики «Маунт-Ньюмен» (Ав-
стралия) :
1 — дробилка I стадии; 2 —
дробилка II стадии; 3 — гро-
хот для сухого грохочения;
4 — бункер крупной руды; 5 —
бункер мелкой руды; 6 — тяже-
лосредный сепаратор; 7 — обез-
воживающий грохот; 8 — гро-
хот для мокрой классифика-
ции; 9 — бункер для крупного
продукта; 10— тяжелосредный
циклон; 11 — обезвоживающий
грохот; 12— обесшламливаю-
щнй циклон; 13 — конус Рей-
херта; 14 — сгуститель хвостов
Т: -
Описание некоторых обогатительных фабрик. Обогатитель-
ная фабрика «Маунт-Ньюмен» (Австралия). Как и другие за-
падноавстралийские предприятия по переработке железных
руд, фабрика «Маунт-Ньюмен» начинала разработку крупных
зон богатых руд, используя только дробильно-сортировочную
установку. Однако недавно построена фабрика для переработки
бедных руд месторождения мокрым способом.
Производительность этой фабрики составляет в среднем
1160 т/ч (т. е. 1/10 часть общей производительности рудника).
Значительный объем опытных работ был проделан (испы-
таны различные конкурирующие процессы) прежде, чем было
принято окончательное решение по выбору схемы фабрики.
Все рудные фракции показывают промежуточную плотность
между гематитом и сланцем. В дальнейшем было установлено,
что отсутствие сростков гематита и сланца крупностью 100 мм
показывает, что можно достигнуть хорошего обогащения стати-
ческой тяжелосредной сепарацией. Аналогичные характеристики
промывистости класса крупностью —100 + 6 мм предотвращают
необходимость проведения сепарации легкого для переработки
этого класса крупности.
Технологическая схема фабрики показана на рис. 21.4. Бед-
ную руду, добытую подземным способом, дробят до крупности
100 мм в двухстадиальном цикле в дробилках 1, 2 со средней
производительностью 2000 т/ч, затем подают на сухое грохоче-
ние на грохотах 3 по классу 6 мм; классифицированный мате-
риал направляют в небольшие (вместимостью 1000 т) бункера
4, 5. Крупнокусковая руда (—100 + 6 мм) поступает в два тя-
436
желосредных барабанных сепаратора Вемко 6, работающих па-
раллельно и производящих крупный концентрат и хвосты, кото-
рые после промывочного грохочения на грохоте 7 складируют.
Нижний продукт грохота 3 сортируют по классу 1 мм на гро-
хоте 8, верхний продукт которого направляют в бункер 9, а от-
туда в три тяжелосредных гидроциклона DSM 10, установлен-
ных параллельно. Продукты гидроциклонов направляют на про-
мывку на грохоты И, после чего их складируют.
Класс —1 мм обесшламливают по классу 63 мкм в гидро-
циклонах 12, слив которых сгущают в сгустителе 14, а пески
(280 т/ч) направляют в конусы Рейхерта 13, получая концен-
трат и хвосты. Все концентраты складируют в одном складе
в порту для последующего конечного дробления и грохочения и
разделения на крупную и мелкую руду.
Обогатительная фабрика «Кэрол Лейк Дивайзн» фирмы «Ай-
рон Оре компани оф Канада» (Канада) расположена в Запад-
ном Лабрадоре в железном поясе Лабрадор. Фабрика введена
в 1962 г., в результате расширения в 1977 г. производственная
мощность составляла 40 млн. т руды в год [9, 19] (рис. 21.5).
При реконструкции в 1977 г. были установлены конусы Рей-
херта для обработки тонких классов [9].
Руду, добытую подземным способом, дробят до крупности
150 мм в двух гирационных дробилках 1 и складируют. Измель-
чают руду сухим способом до крупности 1,2 мм в 10 мельницах
«Аэрофол» 3, восемь из которых имеют диаметр 6,7 м, а две —
10,5 м. Разгрузку мельниц подвергают пневматической класси-
фикации в вертикальных сепараторах 4. Пески сепаратора 4 на-
правляют на грохот 5 с отверстиями размером 1,2 мм, верхний
продукт которых возвращают в мельницу, а нижний — в бун-
кер 6. Тонкий продукт классификатора 4 улавливают в аэроцик-
лоне 7, нижний продукт которого направляют на установку,
перерабатывающую шламы.
Установка, перерабатывающая крупную руду, состоит из
винтовых сепараторов 8—10, на которых производят основную,
перечистную и контрольную операции и получают концентрат,
содержащий 66 % Fe. Хвосты основной операции обезвоживают
в гидроциклонах 12 и направляют в цикл извлечения магне-
тита, включающий основную магнитную сепарацию 19, доиз-
мельчение в мельнице 20 и низкоинтенсивную магнитную сепа-
рацию на сепараторах 21, 23.
Тонкая руда (нижний продукт сухих циклонов) поступает на
установку для извлечения шламов. Первоначально она состояла
из трех стадий сепарации на винтовых сепараторах, которые
были заменены на три стадии обогащения в конусах Рейхерта
в цикле 13—18. После проведения испытаний по применению
в этом цикле винтовых сепараторов диаметром 343 и 445 мм и
качающихся столов были выбраны конуса Рейхерта. Установка
437
Руда
Концентрат
Рис. 21.5. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Кэрол Лейк»
(Канада) [9]:
1—дробилка; 2— склад; 3 — мельница самоизмельчення; 4 — воздушная классифика-
ция; 5 — грохот; 6 — бункер тонкой руды; 7 — аэроциклон; 8 — винтовые сепараторы
для основной сепарации; 9 — винтовые сепараторы для перечнстной сепарации; 10 —
винтовые сепараторы для контрольной сепарации; 11. 12 — циклоны; 13 — обесшлам-
ливающий циклон; 14 — основной конус; 15, 17 — циклоны; 16 — контрольный конус:
18 — перечнстной конус; 19 — основная магнитная сепарация; 20 — мельница доизмель-
чення; 21 — перечнстная магнитная сепарация; 22 — тонкое грохочение; 23 — контрольная
магнитная сепарация
из 18 конусов Рейхерта (девять — основная операция, шесть —
перечистные и три — контрольные) имеет производительность
900 т/ч. Хвосты конусов и слив гидроциклонов 13 направляют
в цикл извлечения магнетита.
Обогатительная фабрика «Кудремук» (Индия). Месторож-
дение железных руд Кудремук в Юго-Западной Индии известно
уже давно, однако только в конце 1960-х годов началось де-
тальное его исследование. Разработка проекта обогатительной
•фабрики, производящей 7,5 млн. т/год высококачественного
железного концентрата, началась в 1976 г. и фабрика была пу-
щена в 1980 г. [10].
Рудное тело состоит из выветренных магнетито-гематито-ге-
титовых руд в верхней зоне со средним содержанием железа
42%, переходная зона — частично выветренная, состоящая из
-438
Руда
Рис. 21.6. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Кудремук» (Ин-
дия) [10]:
1 — дробилка; 2— бункер; 3 — грохот с размером отверстия сита около 130 мм; 4 — бун-
кера; 5 — мельница самоизмельчения; 6 — грохот; 7 — классифицирующий грохот; 8 —
магнитные сепараторы (основная сепарация); 9, И, 16 — гидроциклоны; 10 — мельница
доизмельчения; 12— перечистные магнитные сепараторы,; 13— гидросепараторы; 14 —
грохот для тонкого грохочения; 15, 23 — сгустители; 17 — основные винтовые сепара-
торы; 18 — перечистные винтовые сепараторы; 19 — контрольные винтовые сепараторы;
20, 22 — гндроциклоиы; 21 — мельница доизмельчения
магнетита с частично окисленным гематитом и средним содер-
жанием железа 32 %. Руда перерабатывается на фабрике про-
изводственной мощностью 6000 т/ч руды, работающей по маг-
нитно-гравитационной схеме (рис. 21.6) [10].
Добытую подземным способом руду дробят в дробилке 1 и
направляют в бункер 2 вместимостью 350 тыс. т. Со склада
руда поступает на грохоты 3 с отверстиями размером 130 мм,
верхний и нижний продукты которого отдельно складируют
в восьми силосах-бункерах 4 общей вместимостью 72 тыс. т. Из
этих бункеров руда распределяется на четыре секции измель-
чения и концентрации, расположенные параллельно. Первичное
измельчение осуществляют в мокрой мельнице самоизмельчения
5 диаметром 9,8 м, работающей в замкнутом цикле с грохо-
тами 6 с отверстиями размером 5 мм и 24 грохотами 7 с отвер-
стиями размером 0,83 мм. Нижний продукт грохота 7 поступает
43»
на шесть трехбарабанных низкоинтенсивных магнитных сепара-
тора 8 на основную сепарацию, концентрат которых после обес-
шламливания в гидроциклонах 9 доизмельчают в мельнице 10,
работающей в замкнутом цикле с гидроциклоном 11, и далее
перечищают в трех двухбарабанных магнитных сепараторах 12.
Перечищенный концентрат и слив обесшламливающего гидро-
циклона 9 направляют в гидросепаратор 13, нижний продукт
которого классифицируют до 100 % класса —150 мкм на гро-
хотах DSM 14, шламы которых сгущают в двух секциях в сгу-
стителе 15 и при содержании твердого 65 % перекачивают на
расстояние 67 км на западное побережье. Верхний продукт гро-
хота DSM. 14 направляют в цикл доизмельчения 20, 21 немаг-
нитного продукта.
Хвосты основной магнитной сепарации обесшламливают
в гидроциклоне 16 перед обработкой в трехстадиальном цикле
на двухзаходных винтовых сепараторах Хэмфри, изготовленных
из фибергласа. На одной линии установлено 182 сепаратора
ч основной сепарации 17, 84 перечистных сепараторов 18 и 84 се-
паратора контрольной сепарации 19 (всего 1400 сепаратора).
Концентрат доизмельчают в мельнице 21, работающей в зам-
кнутом цикле с гидроциклоном 20, доизмельченный продукт на-
правляют в гидросепараторы 13. Промпродукты основных, пере-
чистиых и контрольных винтовых сепараторов рециркулируют.
Проект фабрики «Кудремук» был подготовлен в 1980 г. По
проекту концентраты этой фабрики предназначены для иран-
ской сталеплавильной промышленности. .. v
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ; ’’ ‘
1. Abu Rashid, A. R. and Smith, М. W. (1982). Development of selec-
tive Flocculation — Froth Flotation Process to Beneficiate a nonmagnetic
iron ore of the Kingdom of Saudi Arabia. 14th Inter. Miner. Proc. Cong.
Toronto С. I. M. Oct. Paper IX-1. 20 pp.
2. Adams, G., Caldwell, K., Hannah, P. and Thomas, P. (1983). The
•outlook for Australian Iron Ore. Min. Mag. July 49—53.
3. Anon (1963). The Role of Heavy — Media Separation — A Survey of
Modern Applications. Eng. and Min. J. 164 (5) May 80—87.
4. Anon (1964). Quebec Cartier. Eng. and Min. J. Sept. 75—93.
5. Anon (1974). North American Iron Ore. Eng. and Min. J. Nov. 83—
162.
6. Anon (1977). Quebec — Cartier Mining Company — Mount Wright. In
Pickett, D. E. (Ed.) Milling Practice in Canada CIM Special Vol. 16 266—
:268.
7. Anon (1983). Iron Ore. Eng. and Min. J. Nov. 89—96.
8. Brennecke, K„ Jacobs, W. and Gschwindt, E. (1982). Grinding of Iron
>Ore — Operating Experience at Bong Mine, Liberia and Fabrica Mine, Brazil.
XIV Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto Paper 1-3 17 pp.
9. Chong, S. P. (1978). Gravity Concentration Successfully Treats Iron
Ore Fines at Carol Lake. Min. Eng. Dec. 1639—1643.
10. Fischer, L. E. (1981). Kudremukh Iron Ore Project. 2nd Inter. Oron
•Ore Symposium. Frankfurt. Metal Bull. 21 pp.
-440
11. Fish, R. (1975). Mt. Wright: Quebec’s computerized iron mine. Can,:
Min. J. March.
12. Gaunt, J. (1983). Carajas— fulcrum for a new Amazonia. Optima 31
(2) 50—71.
13. Houot, R. (1983). Beneficiation of iron ores by flotation — review of
industrial and potential applications. Int. J. Miner. Proc. 10 183—204.
14. Jennings, M. (1977). Algoma Steel Corporation Ltd., Ore Division.
In Pickett, D. E. (Ed.) Milling Practice in Canada CIM Special Vol 16
238—240.
15. Klinger, F. L. (1983). The steel industry metals — iron ore. Min. An-
nual Review 58—65.
16. Luo, Q. (1981). Centrifugal Separator for Beneficiation of Iron Ore
Slimes Nonferrous Metals 33 (2) May 48—53. (In Chinese).
17. Moorhouse, W. W, (1959). The Study of rocks in thin section. Har-
per and Row Chapter 24.
18. Muloin, W. H., Honcberger, D. K„ Demers, A. Y., Eby, J. R., Gares, B.,
and Delubac, G. (1977). Wabush Mines. In Pickett, D. E. (Ed.). Milling
Practice in Canada CIM Special Vol. 16 283—287.
19. Rance, D. C., Jardine, C., Chong, S. P., Coles, R., Thompson, J.,
Vessey, S., and Day, J. (1977). Iron Ore Company of Canada — Carol Lake
Operation. In Pickett, D. E. (Ed.) Milling Practice in Canada CIM Special.
Vol. 16 251—255.
20. Schevong, D. W„ Stafford, C. L„ and Lane, M. E. (1977). Westfrob
Mines Ltd. In Pickett, D. E. (Ed.) Milling Practice in Canada CIM Special1
Vol. 16 287—291.
21. Sidery, D (1982). Sydvaranger’s New Mill Min. Mag. Jan.
30______33
22. Stone, W. J. D. (1971). Base Metals and High Intensity Wet Magne-
tic Separation. Proc. 3rd Ann. Meet, of Canadian Miner. Proc. Ottawa 84—
105.
23. Svensson, J. (1980). The Stripa of Dense Medium Separation. Min..
Mag. Nov. 480—487.
24. Thorp, D., Cutten, C. W„ MacArthur, R. A. and Griffiths, S. J. (1982).
Iron Sand Concentration Processes at New Zealand Steel Limited. 1st Meeting’
of Southern Hemisphere on Mineral Tech. Rio de Janeiro, Brazil, 269—277.
25. Uys, J. and Bardford, W. H. (1981). The Beneficiation of Iron Ore
by Heavy Medium Separation. 2nd Inter. Iron Ore Symposium Frankfurt,
Metal Bull. 21 pp.
26. Viller, |. W. and Dawe, G. A. (1965). The Tilden Mine—a new
processing technique for iron ores. Min. Cong. J. Oct.
27. Voges, H. C. (1982). Heavy —Medium and Gravity Separation at
Iscor’s tinore and iron — ore mines. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. July
186—192.
28. Wyllie, R. J. M„ Argali, G. O. and Pazour, D. (1979). Bethlehem,
cooperates in big iron ore project. World Min. Oct. 1979 107—111.
Глава 22
ОБОГАЩЕНИЕ ПРОМЫШЛЕННЫХ МИНЕРАЛОВ
Под промышленными минералами подразумевают широкий
диапазон минералов от андалузита до вермикулита. Примене-
ние промышленных минералов разнообразно, включая произ-
водство стали, удобрений, стекла и керамики, огнеупоров, буро-
вых растворов на нефтяной основе, а также в лакокрасочной и
141.
кожевенной промышленности. При таком широком диапазоне
минералов и областей их применения не удивительно, что
между ними мало общего.
Обычно ценность компонентов, содержащихся в промышлен-
ных минералах, относительно низка и не компенсирует расхо-
дов при их извлечении из бедных месторождений или при ис-
пользовании дорогостоящей технологии переработки.
Переработка промышленных минералов не удостоилась та-
кого внимания, как извлечение золота или других драгоценных
металлов и камней, или изучение каждого нюанса процесса фло-
тации сульфидных минералов, или научные исследования, по-
священные окисленным металлам. Тем не менее, индустрия про-
мышленных минералов производит ряд продуктов достаточно
важных, без которых цивилизованный мир XX в. не может су-
ществовать.
Технология обогащения. В связи с широким диапазоном
промышленных минералов нет общего метода их обогащения.
Технология концентрации зависит не только от минерала или
минералов, содержащихся в месторождении, но также и от ас-
социированных минералов или пустой породы. В некоторых слу-
чаях только один минерал в месторождении является ценным,
например хромитовые или марганцевые месторождения. В дру-
гих случаях могут быть извлечены несколько минералов, как
например, на фабрике «Фут минерале» в Северной Каролине, на
которой извлекают сподумен, кварц, полевой шпат и слюду
[25] флотацией. Кроме того, в некоторых случаях процесс может
включать концентрацию ценных компонентов, содержащихся
в руде, в то время как в других случаях может потребоваться
удаление небольшого количества примесей из руды, готовой
к потреблению.
Плотность пустой породы в месторождении и многих инду-
стриальных минералов почти одинакова. Их поверхностные и
электрические свойства также довольно часто одинаковы. Сле-
довательно, разделение различных минералов стандартными
методами — гравитационной технологией, флотацией или маг-
нитной сепарацией — обычно затруднено.
Методы гравитационного обогащения. Плотность некоторых
минералов, таких как андалузит, плавиковый шпат, слюда, ро-
дохрозит или сподумен, составляет 3000—3600 кг/м3, и поэтому
гравитационное обогащение, если вообще возможно, то требует
очень эффективного процесса. Другие минералы (барит, хро-
мит и пиролизит) более тяжелые, их плотность составляет
4400—5000 кг/м3 и для них применимы различные гравитацион-
ные процессы.
Тяжелосредная сепарация — широко применяемый процесс
гравитационного обогащения промышленных минералов. Она
может использоваться как единственный метод обогащения на
442
фабрике или в качестве стадии предварительной концентрации"
с повторной обработкой того или другого продукта гравитаци-
онным или каким-либо другим способом.
При переработке андалузита в ЮАР [22] и во Франции [31]
применяют только тяжелосредную сепарацию в качестве основ-
ного метода обогащения. Этот метод используют также в Ав-
стралии на фабрике «Грут Айлендт», перерабатывающей мар-
ганцевые руды [38]. Тяжелосредную сепарацию применяют при
переработке барито-плавиковошпатово-галенитовых руд различ-
ных месторождений в районе Пеннинос в северной Англии [3, 9,
14, 39]. Здесь и на фабрике «Буффало» в ЮАР [37] тяжелосред-
ную сепарацию применяют совместно с флотацией.
Разделение магнезита (плотность 2900—3100 кг/м3) от по-
роды (плотность 2500—2900 кг/м3) можно проводить в тяжело-
средных гидроциклонах при крупности питания —30 + 0,5 мм.
Обычно на тяжелосредных установках получают товарный маг-
незит и хвосты, требующие доводки в высокоинтенсивных маг-
нитных сепараторах или флотацией [15].
Различные хромитовые фабрики применяют тяжелосредную1
сепарацию с получением конечного продукта и хвостов, требую-
щих дальнейшей переработки [7, 30]; на некоторых хромитовых
предприятиях тяжелосредная сепарация используется в каче-
стве предварительной концентрации. На фабрике «Кавак»
в Турции применяют процесс Стрипа в качестве предваритель-
ной стадии обогащения [19].
Отсадку применяют для концентрации различных минералов
в качестве основного метода или в комбинации с другими спо-
собами.
Отсадка — основной процесс на баритовой фабрике фирмы
«Аймко Сервисе», которая была введена в 1977 г. [24], а также
на фабрике «Унибаро» в Андалузии (Испания).
Обогащение на винтовых сепараторах. Винтовой сепаратор
в последние годы получил распространение на хромитовых фаб-
риках для концентрации хромитовых шламов. Винтовые сепа-
раторы также применяют для обогащения слюды, где происхо-
дит разделение по форме, а не по плотности [1, 7, 21].
Концентрация на столах применяется для обогащения раз-
личных промышленных минералов. Наиболее важное значение
она имеет для извлечения хромита, где столы располагают ря-
дом с винтовыми сепараторами или устанавливают независимо.
Концентрационные столы применяют на многих европейских и
средневосточных хромитовых предприятиях в Турции [16, 19],
Египте [23], на Кипре [30] и в Греции [6].
Столы используют для извлечения крупных графитовых
хлопьев на новой фабрике в Квебеке (Канада) [27] и на
баритовой фабрике фирмы «Аймко Сервисе» в Неваде
(США) [24].
443
На одной из опытных сподуменовых фабрик фирмы «Танта-
лум майнинг корпорейшн» в Манитобе (Канада) столы испы-
тывали для контрольной сепарации крупного сподумена из фло-
тационных хвостов, используя различные характеристики из-
мельчения иглоподобного сподумена и мягкого (пластичного)
полевого шпата.
Обогащение шламов. Низкая ценность индустриальных ми-
нералов в основном исключает использование крупных шламо-
вых фабрик для извлечения тонких классов, содержащихся в ру-
дах. Однако для обработки хромитовых шламов крупностью
—150 мкм можно использовать концентраторы Бартлез-Кросс-
•белт. На некоторых предприятиях в Европе и на Филиппинах
хвосты основной фабрики подвергают контрольной доводке
грохочением, удаляя крупный низкокачественный материал пе-
ред концентрацией шламов. Свыше 80 % хромита в шламах
может быть извлечено в концентрат товарного качества [12].
Сухая концентрация не очень распространена для перера-
ботки промышленных минералов, хотя она используется при
переработке слюды [40, 42].
Ранее было показано разнообразие концентрационных про-
цессов, применяемых для промышленных минералов. Для неко-
торых минералов гравитация — основной, если не доминирую-
щий метод переработки (андалузит, хромит, марганец), для
многих других имеет ограниченное применение (полевой и пла-
виковый шпат, кварц, сподумен, поташ). В некоторых случаях
основной процесс — флотация или другой [28].
Рассмотрим примеры технологических схем, в которых пре-
дусмотрены операции гравитационного обогащения. Эти схемы
не обязательно типичные. Часть из них приведена, чтобы пока--
зать технологию переработки отдельных минералов, другие,
чтобы показать многообразие методов гравитационного обога-
щения. Некоторые из этих схем действовали несколько лет на-
зад и могли быть изменены, а другие — находятся в стадии ре-
конструкции.
Андалузит — один из высокосодержащих алюмосиликатов,
используемый для производства огнеупоров. Подобно кианиту и
силлиманиту андалузит имеет содержание А12О3 (глинозема)
выше, чем огнеупорные глины (63 % по сравнению с 46 %), что
повышает его огнеупорность. Огнеупоры из андалузита пред-
почтительнее других минералов с высоким содержанием А12О3
для использования в абразивной промышленности, где требу-
ется устойчивость к высоким температурам и возможен терми-
ческий удар [36]. Андалузит впервые открыт в Андалузии (Ис-
пания), однако основной его производитель — ЮАР (200 тыс. т
в 1980 г.). Основная часть получаемой продукции в ЮАР — из
первичных сланцевых месторождений, аллювиальные месторож-
дения— незначительны по запасам, но очень важны.
-444
Рис. 22.1. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики, перерабатываю-
щей андалузитовые руды (Южная Африка) [13]:
/ — валковая дробилка; 2, 5 — грохота; 3 — промывочный барабанный грохот; 4 —
оттнрочная мельница; 6 — тяжелосредный циклон I стадии; 7, 10, 12, /5 — обезвожи-
вающие грохота; 8, 13— сушилки; 9 — магнитный сепаратор; 11 — тяжелосредный цик-
лон II стадии; 14 — магнитный сепаратор; 16 — гндроциклон
Обогащение. Андалузит имеет плотность 3160—3200 кг/м3 и
суммарная степень обогащения равна 1,25—1,3.
Наиболее простой процесс обогащения андалузита — тяже-
лосредная сепарация. Этот способ подходит для материала
крупнее, чем 0,5 мм. Более тонкий андалузит имел бы высокое
качество, если бы его можно было извлечь. Фирма «Минтек»
в ЮАР разработала методы для его извлечения с использова-
нием тяжелосредной сепарации и флотации [36].
На рис. 22.1 показана типичная схема цепи аппаратов для
переработки первичных андалузитовых руд ЮАР [13]. Руду
дробят в валковой дробилке 1, направляют на мокрое грохоче-
ние на грохот 2, верхний продукт которого промывают. Обес-
шламливающий цикл включает промывочный барабанный грохот
3 и гидроциклоны 16. Хвосты барабанного грохота крупно-
стью + 25 мм направляют в отвал, а в гидроциклонах обес-
шламливают шламы крупностью —0,6 мм. Класс —25 + 0,6 мм
направляют на оттирку в мельницу 4 и далее на мокрый гро-
хот 5 для удаления шламов и доводки материала до содержа-
ния андалузита примерно 50%. Этот материал направляют на
445
Рис. 22.2. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Денайн-Анзин»
(Франция), перерабатывающей андалузитовые руды [31]:
/—дробилка; 2 — мельница самоизмельчения: 3 — циклон; 4 — классификатор; 5 —
дугообразный плоский грохот; 6 — сушилка; 7 — магнитный сепаратор; 8 — тяжелосред-
ный циклон I стадии; 9, 13 — обезвоживающие грохота; [О, 12 — грохот; 1( — тяже-
лосредный циклон II стадии
первичный тяжелосредный сепаратор 6; андалузитовый концен-
трат (тяжелая фракция) после удаления тяжелой среды на гро-
хоте 7 направляют в сушилку 8 и затем в высокоинтенсивный
магнитный сепаратор 9, где получают концентрат с содержа-
нием андалузита свыше 57 % и железа менее 1 %. Первичные
хвосты направляют на вторичную тяжелосредную сепарацию
в гидроциклонах 11 с получением вторичного продукта, содер-
жащего 54 % андалузита и менее 1,8 % железа.
Двухстадиальная тяжелосредная сепарация принята также-
на фабрике «Д е н а й н - А н з и н Минераукс» (Франция)
[31] (рис. 22.2). Руду со значительным содержанием магнитного
материала измельчают в мельнице самоизмельчения до круп-
ности —1,6 мм; продукт крупностью 0,3 мм удаляют. Материал
крупностью —1,6 + 0,3 мм сушат и направляют на высокоинтен-
сивную магнитную сепарацию для удаления магнитного про-
дукта перед тяжелосредной сепарацией в гидроциклонах. Пер-
вая стадия тяжелосредной сепарации проводится по плотности
2860 кг/м3, вторая — 3055 кг/м3 с использованием в качестве
утяжелителя смеси ферросилиция и магнетита.
Барит. Производство барита непосредственно связано с неф-
тяной промышленностью; свыше 90 % барита используют в ка-
честве бурильных растворов. . •• • -
446 -
Рис. 22.3. Схема цепи аппаратов баритовой обогатительной фабрики [24];
1, 4, 9 — классификаторы; 2, 3 — отсадочные машины; .5 — стержневая мельница; 6 —
отсадочная машина Денвер; 7 — гидроклассификатор; 8 — стол для обогащения песков;
10 — шаровая мельница; 11 — гидроциклон; ^ — сгуститель; 13 — стол для обогащения
шламов; (4 — флотационная машина; 15 — дисковый фильтр
Производство барита достигло рекордного уровня (8,3 млн. т)
в 1981 г., а в 1982 г. было снижено на 10 % и составило
7,37 млн. т [29, 33].
Барит относительно распространенный минерал и его добы-
вают во многих районах мира. Основной производитель — США,
на долю которых приходится около 25 % мирового производ-
ства; США импортируют почти столько же барита, сколько про-
изводят. Крупнейшие производители барита: КНР (10 %),
СССР (7%) и Марокко (6%), к остальным важным произво-
дителям барита относят Индию, Таиланд, Мексику, Перу, Чили
и Францию.
Обогащение. Баритовая обогатительная фабрика «Маун-
тайн Спрингс» (шт. Невада, США), принадлежащая фирме
«Аймко Сервисе», введена в 1977 г. Технологическая схема фаб-
рики включает отсадку на отсадочных машинах, концентрацию
на качающихся концентрационных столах и флотацию. Схема
цепи аппаратов (рис. 22.3) основана на описании, которое при-
447
ведено в работе [24] вскоре после пуска фабрики. Производи-
тельность фабрики «Маунтайн Спрингс» составляет 0,2 млн.
т/год или в среднем 10 % всего производства в США.
Добытую подземным способом руду направляют на вибра-
ционный грохот с отверстиями размером 100 мм, верхний про-
дукт которого поступает в щековую дробилку. Дробленый про-
дукт вместе с нижним продуктом вибрационного грохота клас-
сифицируют и направляют в стандартную конусную дробилку
Нордберг диаметром 1300 мм. После III стадии дробления по-
лучают материал крупностью —19 или —13 мм (в зависимости
от качества исходной руды — более бедную руду дробят мельче).
Дробленая руда является питанием трех отдельных линий отса-
дочных машин Бенделари для основной 2 и перечистной 3 об-
садки. Баритовый концентрат после отсадки обезвоживают
в классификаторе 4 и направляют на склад продукта. Пром-
продукты перечистных отсадочных машин измельчают до 0,8 мм
в стержневой мельнице 5 и далее обрабатывают в отсадочных
машинах Денвер 6. Концентрат отсадки — конечный продукт;
хвосты отсадки направляют на трехдечные песковые столы Дай-
стера 8, на которых получают дополнительный концентрат.
Промпродукты столов и хвосты измельчают до 0,2 мм в шаро-
вой мельнице 10, работающей в замкнутом цикле с гидроцикло-
ном И.
Измельченный продукт сгущают и направляют на шламовые
столы 13. Концентраты шламовых столов фильтруют на ленточ-
ных фильтрах; промпродукты и хвосты направляют на флота-
цию 14. Питание флотации кондиционируют с добавлением
крахмала в качестве подавителя кремнезема и аэропромотера
825 в качестве собирателя и затем направляют на основную
флотацию в восьмикамерную флотационную машину с после-
дующей перечисткой. Флотационный концентрат сгущают и
фильтруют. Баритовый концентрат транспортируют в вагонах
на измельчительную установку в соседний Баттл Маунтайн [2].
На проектируемой обогатительной фабрике «Б р а с и н г т о н»
(Великобритания), на которой перерабатывают барито-плави-
ково-шпатово-галенитовые руды, предусмотрено использование
тяжелосредной сепарации с получением барита, пригодного для
бурильных растворов, галенитового концентрата, металлургиче-
ского плавикового шпата и минеральных песков [39].
На новом баритовом руднике Стронтин (Западный Скот-
ленд) используют тяжелосредную сепарацию для предвари-
тельной концентрации [14].
Хромитовые руды. Хром — один из широко и многосторонне
используемых элементов. Его применяют в металлургической,
химической и огнеупорной отраслях промышленности. В метал-
лургической промышленности хром — неотъемлемый компонент
нержавеющей, инструментальной и легированной стали, нагре-
448
вательных элементов и металлических покрытий. Хромовые
смеси применяют в качестве красящего пигмента, окислитель-
ного агента, электролитов при хромировании, а также в коже-
венной и красильной отраслях промышленности. В минераль-
ной форме его применяют для облицовки высокотемператур-
ных поверхностей, а также в цементной и стекольной отрас-
лях [32].
Хромит — основной промышленный источник получения
хрома, его классифицируют на металлургический, химический и
огнеупорный в зависимости от соотношения хрома и железа,
а также от абсолютного содержания хрома.
Хромит для металлургического производства должен иметь
соотношение Cr/Fe не менее 2,5 (обычно 2,84-3) и содержание
Сг2О3 46 %. Хромит для химического производства должен со-
держать 40—46 % Сг2О3 при Cr/Fe= 1,54-2. Хромит для огне-
упорного производства должен иметь высокое содержание алю-
миния — не менее ~20 % А12О3 [И, 32, 34, 35].
Хром во многих странах относят к стратегическим материа-
лам, хотя не все его источники могут быть названы рудой.
Большую часть хромитов западного полушария — на западе
США и Манитоба (Канада)—относят к потенциальным ресур-
сам, но вследствие низкого качества или отношения Cr/Fe ме-
сторождения в настоящее время не разрабатывают.
К основным странам-производителям относят ЮАР и
СССР. На долю ЮАР приходится свыше 30 % мирового про-
изводства (в 1982 г.— 7,6 млн. т). Продукция ЮАР целиком
поступает из комплекса Бушвельт, на территории которого
в 1979 г. действовало 19 рудников [11, 43]. Остальные важные
производители: Албания, Финляндия, Греция, Индия, Филип-
пины, Турция и Зимбабве.
Обогащение. Хромит имеет общую формулу
(Cr, Fe, Al)2O3(Fe, Mg) О. Алюминий и железо могут замещать
хром в кристаллической решетке, как марганец замещает же-
лезо. Хромит может быть физически (т. е. методами обогаще-
ния) отделен от породы при увеличении абсолютного содержа-
ния хрома, но отношение Cr/Fe остается тем же. Следовательно,
отношение Cr/Fe в продукте определяется его значением в руде.
Увеличить это отношение можно только химической переработ-
кой [32, 35].
Хромовые руды классифицируют по крупности продукта на
кусковатую руду, хрупкие куски и несортированную руду (ме-
лочь). Концентраты обычно получают обработкой последней.
Кусковатая руда (или свободнокусковая руда) имеет наибо-
лее высокую цену и наиболее высокое качество, но основная
часть продукции в настоящее время поступает в виде мелочи,
концентраты из которой обычно смешивают с кусковатой рудой
для дальнейшей переработки.
15 Заказ № 1987 449
Гравитационное обогащение идеально подходит для доводки
низкокачественной кусковатой руды, так же как и несортиро-
ванной руды. Возможно использование магнитной сепарации и
флотации, однако при переработке очень тонких фракций грави-
тационные методы предпочтительнее, так как они эффективны
и недороги.
Схемы многих фабрик, перерабатывающих хромитовые руды,
относительно просты. Обычно они включают тяжелосредную се-
парацию в качестве предварительной концентрации или для
производства конечного продукта. Отсадочные машины, винто-
вые сепараторы и концентрационные столы применяют для обо-
гащения несортированной руды (мелочи).
До недавнего времени были сделаны незначительные по-
пытки по извлечению тонкого хромита крупностью менее 75 мкм.
Сепаратор Бартлез-Кроссбелт показал хорошие результаты по
переработке хромитовых шламов; эти аппараты были внедрены
на действующих предприятиях или заложены в технологические
схемы проектируемых предприятий. Число и тип операций обо-
гащения зависят от качества исходной руды в той же мере, как
и от типа производимого концентрата.
На обогатительных фабриках ЮАР перерабатывают куско-
ватые и несортированные руды (мелочь). Отношение между
двумя типами руд по рудникам; 1/3 — кусковатые руды и 2/3—
мелочь [35].
В зависимости от потребности технологические схемы фаб-
рик значительно различаются, но почти все фабрики, перераба-
тывающие несортированные руды, оборудованы винтовыми се-
параторами [21]. На рис. 22.4 показаны четыре варианта таких
схем.
На фабрике, работающей по схеме, показанной на
рис. 22.4, а несортированные руды классифицируют на двухдеч-
ном грохоте с направлением верхнего продукта грохота круп-
ностью + 2 мм на измельчение в мельницу, работающую в зам-
кнутом цикле с однодечным грохотом с отверстиями размером
2 мм. Продукт крупностью —2+1 мм после первого грохоче-
ния и материал крупностью —2 мм перерабатывают на одной
секции, состоящей из винтовых сепараторов, с получением низ-
кокачественного концентрата и хвостов, которые подвергают
контрольной доводке во второй секции винтовых сепараторов.
Шламы (—1 мм) первичного грохочения перерабатывают
в третьей секции винтовых сепараторов с получением высокока-
чественного продукта и хвостов, которые также подвергают
контрольной операции. Извлечение хромита составляет 90%.
На фабрике, работающей по схеме, показанной на
рис. 22.4, б, используют двухстадиальный цикл сепарации в вин-
товых сепараторах. В первичном (основная и перечистная сепа-
рация) цикле получают концентрат для химического производ-
450
7W'
Надрешетный
материал
ХВосты Металлургический Химический
концентрат концентрат
Рис. 22.4. Типичные схемы хромитовых обогатительных фабрик в Южной
Африке [21]:
1 — однодечный грохот: 2 — двухдечный грохот; 3 — мельинца; 4 — винтовой сепаратор;
5 — классификатор; 6 — дуговой грохот; 7—гидросепаратор; 8—алмазная изложница
(чаша)
Пуста?, порода
ХВосты
Тугоплавкий
концентрат
4
8
Тугоплавкий
концентрат
Концентрат для
литейного
производства
ства, в контрольных операциях доводки на винтовых сепарато-
рах получают металлургический концентрат.
На фабрике, работающей по схеме, показанной на
рис. 22.4, в, руду классифицируют; материал крупностью
+ 1,5 мм измельчают в мельнице, работающей в замкнутом
цикле с классификатором и грохотом, а материал крупностью
—1,5 мм обогащают в трёхстадиальном цикле в винтовых сепа-
раторах.
По схеме, показанной на рис. 22.4, г, из материала крупно-
стью — 6 мм получают несколько пцодуктов, используя винто-
15* 451
вые сепараторы, соединенные с чашей для улавливания ал-
мазов.
Турция — ведущий поставщик хромита на европейский ры-
нок уже свыше 100 лет. До 1930 г. производился преимущест-
венно высококачественный кусковатый продукт путем селектив-
ной выемки руды и ее ручной сортировки [19]; в настоящее
время добывают бедные руды, для которых требуется обога-
щение.
Хромитовые месторождения расположены в различных рай-
онах Турции. Они относительно небольшие, имеют высокую
себестоимость. Способ добычи — подземный. Рудник Кавак [19]
в северо-западной Турции — один из крупнейших. Он содержит
около 20 вертикальных рудных тел в форме трубки площадью
около 0,5 км2. Бригада шахтеров из 330 чел. добывает 400 т/сут
руды различной кондиции.
Разработка месторождения Кавак началась перед второй
мировой войной и первоначальная схема обогащения включала
пневматические столы (из-за отсутствия воды в районе). Од-
нако впоследствии пневматическая сепарация была заменена на
мокрую. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Ка-
в а к» показана на рис. 22.5.
Обогатительная фабрика «Кавак» имеет более сложную
схему, чем обычные хромитовые фабрики. Руду дробят до 50 мм
и разделяют по классу 15 мм на грохоте 1. Верхний продукт
грохота направляют на тяжелосредную установку Стрипа 2, на
которой удаляют в хвосты приблизительно 12 % питания. Чер-
новой концентрат тяжелосредной установки дробят в конусной
дробилке 3 до 3 мм и дробленый продукт направляют в бун-
кер 4 вместимостью 80 т.
Нижний продукт грохота 1 и дробленый продукт из бун-’
кера 4 поступают в стержневую мельницу 5, измельченный про-
дукт направляют на классификацию.
Сложная классифицирующая система включает три ком-
плекта песковых конусов 6, 16, 18, два гидроклассификатора 7,
12 и три стадии гидроциклонов И, 13, 20 для классификации
питания и разделения продуктов на различные классы круп-
ности.
Тонкие продукты первичного пескового конуса 6 и первич-
ного гидроклассификатора 7 доводят на винтовых сепараторах
8, 10. Концентраты винтовых сепараторов и продукты промежу-
точной крупности из первичного гидроклассификатора перечи-
щают в секции из 18 песковых столов Дайстера 9. Другие про-
дукты классификатора являются питанием линии из 20 песко-
вых столов Дайстера 14, 17 и 16 шламовых столов Дайстера 15.
Промпродукты песковых столов содержат нераскрытый хромит
и их возвращают в стержневую мельницу. Промпродукты шла-
мовых столов классифицируют в гидроциклонах 20, слив гидро-
452
Питание
i * г
Концентрат
Рис. 22.5. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Кавак» (Тур-
ция) [19]:
/ — грохот: 2 — тяжелосредная установка; 3— конусная дробилка; 4— бункер; 5 —
стержневая мельница; 6, 16, 18 — классифицирующие конуса; 7, 12 — гидроклассифи-
каторы; 8, 10 — винтовой сепаратор; 9, 14, // — концентрационные столы для обогаще-
ния песков; 11, 13, 20 — гидроциклоны; 15 — стол для обогащения шламов; 19 — ткане-
вый фильтр; 21 — сгуститель
циклонов рециркулирует, а пески направляют на песковые
столы. Из исходного продукта, содержащего 28 % Сг2О3, было
достигнуто рекордное извлечение 80 % в конечный концентрат
при содержании в нем 54 % Сг2О3 [19].
Установка со столами, перерабатывающая классифицирован-
ную руду, измельченную в мельнице самоизмельчения до круп-
ности 800 мкм, предложена для хромового месторождения
Бати Кэф в районе Гулеман [16].
Другие европейские хромитовые предприя-
тия. Имеются хромитовые предприятия в Финляндии, Греции и
на Кипре.
В Греции хромитовые руды добывают на месторождении
Ксероливада, начиная с середины 1950-х годов [4, 6]. Руда
в общем бедная со средним содержанием 18 °/о Сг2О3 и до
1983 г. переработка составляла 120 т/сут на полностью гравита-
ционной фабрике. Новая фабрика с проектной производитель-
ностью 720 т/сут была пущена в 1983 г. На этой фабрике (про-
453
Тонкий, концентрат
Рис. 22.6; Схема цепй; аппаратов
хромитовой фабрики «Трудос»
(Кипр) [30]:
Л 10 — щековые дробилки; 2, 9 — двухдеч-
ные грохота; 3, 6 — барабанные сепара-
торы Вемко; 4, 7, 8 — обезвоживающие
грохота; 5 — ручная сортировка на лен-
точном конвейере; И — конусная дро-
билка; 12 — бункер; 13 — тяжелосредиый:
циклон; 14, /5 — обезвоживающие грохота;
16 — стержневая мельница; 17 — отсадоч-
ная машина; 18, 21 — грохота; 19 —* сотря-
сательный стол; 20 — отстойник; 22 — кон-
центратор Бартлез-Кроссбелт
I
ектное извлечение свыше 83%) принята тяжелосредная сепара-
ция руды крупностью —30 + 5 мм по плотности 2650 кг/м3; при-
мерно 30 % руды удаляется в отвал (потери 5 % хромита). Чер-
новой концентрат тяжелосредной сепарации и нижний продукт
измельчают до —1,2 мм; класс +0,3 мм перерабатывают на
сотрясательных столах; класс —0,3 мм вместе с доизмельчен-
ными промпродуктами столов направляют на двухстадиальную
мокрую высокоинтенсивную магнитную сепарацию.
По сравнению с относительно тонкими концентратами, полу-
чаемыми на фабрике «Ксероливада», на фабрике «Трудос», ко-
торая введена на Кипре в середине 1982 г., получают концен-
трат крупностью —65 + 20 мм. На фабрике применяют разное
оборудование, в том числе тяжелосредные сепараторы и кон-
центраторы Бартлез-Мозли [30] (рис. 22.6).
Руду, содержащую примерно 30 % Сг2О3, дробят до 65 мм
в щековой дробилке 1 и классифицируют на три фракции:
—65 + 20; —20 + 4 и —4 мм на грохоте 2. Два крупных класса
направляют в тяжелосредные сепараторы Вемко 3, 6. Сепара-
тор 3, перерабатывающий наиболее крупный класс, работает
при эффективной плотности пульпы 3550 кг/м3 с использова-
нием гранулированного ферросилиция.
Тяжелую фракцию выбирают вручную, а легкую вместе
с продуктом промежуточной крупности направляют на вторич-
454
ную сепарацию в барабанном сепараторе 6 по плотности
2800 кг/м3.
Промежуточную тяжелую фракцию направляют на грохот 9
для разделения по крупности 20 мм и 1 мм; класс +20 мм дро-
бят в две стадии в дробилках 10, И до 12 мм; класс —20+1 мм
направляют в тяжелосредные гидроциклоны 13 с эффективной
плотностью свыше 3550 кг/м3, где получают конечный промежу-
точный продукт. Хвосты гидроциклонов вместе с верхним про-
дуктом грохота 18 измельчают в стержневой мельнице 16 и
вместе с нижним продуктом грохота 9 подвергают отсадке
в отсадочной машине 17 для получения концентрата. Хвосты от-
садки классифицируют по классу 2 мм на грохоте 18, верхний
продукт которого рециркулирует в мельницу 16, а нижний про-
дукт поступает в секцию из концентрационных столов 19. Тон-
кие классы хвостов перечищают в концентраторе Бартлез-
Кроссбелт 22. Извлечение в концентрат составляет 90 % ПРИ
содержании Сг20з 48 % и отношении хрома к железу
2,75 [30].
Филиппины — один из мировых лидеров по производству
огнеупорных хромитов, главным образом, добываемых на руд-
нике Мазинлок фирмы «Бенгет консолидейтед» [41]. В 1983 г.
предприятие произвело свыше 15 млн. т огнеупорных концен-
тратов, невзирая на снижение производства в начале 1980 г.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Мазин-
лок» производственной мощностью 5 тыс. т/сут показана на
рис. 22.7 [7].
Фабрика состоит из трех секций: промывки и тяжелосредной
сепарации; дробления и переработки шламов. В первой секции
руду крупнее 70 мм отбирают вручную; класс —70 + 8 мм под-
вергают предварительной концентрации в спиральных тяжело-
средных сепараторах Акинса при плотности разделения
3050 кг/м3; в качестве утяжелителя используется ферросилиций.
Концентрат рудоразборки сразу отгружают или подают на
дробление до 7 мм вместе с черновым концентратом тяжело-
средной сепарации; далее материал направляют на обработку
шламов. Секция переработки шламов состоит из грохотов и
классификаторов, классифицирующих материал на различные
классы крупности. Класс +1,6 мм доводят в тяжелосредном ко-
нусном сепараторе; —1,6 + 0,2 мм — на отсадочных машинах
Джуба; —0,2 + 0,15 мм — на винтовых сепараторах Рейхерта и
—0,15 + 0,04 мм — на винтовых сепараторах Хэмфри и столах
Вифлея.
Плавиковый шпат CaF2. Производство плавикового шпата,
используемого в основном в сталелитейной, алюминиевой и хи-
мической отраслях промышленности, в конце 1980-х годов зна-
чительно снизилось, что объясняется мировым экономическим
спадом. Мировое производство в 1982 г. снизилось более, чем
455
Рис. 22.7. Схема цепи аппаратов хромитовой обогатительной фабрики «Ма-
зинлок» [7]:
1. 5, // — грохота; 2 — бункер; 3, 4 — рудоразборка; 6 — тяжелосредный сепаратор
Акинса; 7, 10 — классификатор; 8 — щековая дробилка; 9— конусная дробилка; 12—
тяжелосредный циклон; 13, 14 — обезвоживающие грохота; 15 — отсадочная машина;
16 — классификатор; /7 — концентратор Рейхерта; 18 — циклон; 19 — концентратор; 20 —
стол Вифлей
на 11 % (до 4,42 млн. т), и складирование товарного продукта
увеличилось [20]. Полевой шпат производят во многих странах,
к крупнейшим производителям относят СССР, Мексику, МНР,
КНР, ЮАР, Таиланд, Испанию и Великобританию.
Обогащение. Основной метод обогащения плавикового
шпата — флотация, на некоторых предприятиях — предвари-
тельная концентрация в тяжелых средах.
Одним из значительных предприятий, использующих тяжело-
средную сепарацию, является обогатительная фабрика «Буф-
фало» (Трансвааль, ЮАР) [5, 37]. Схема цепи аппаратов под-
готовительного цикла и цикла предварительной концентрации
показана на рис. 22.8.
Руду, в которой среднее содержание плавикового шпата со-
ставляет 18 %, дробят в три стадии в цикле 1—6 до 16 мм;
дробленую руду складируют в бункере 7 вместимостью 21 тыс. т.
Из бункера руду подают на подготовительное грохочение на
456
Рис. 22.8. Схема цепи аппаратов отделения дробления и предварительного
обогащения на фабрике «Буффало» (Южная Африка) [37]:
1 — гирационная дробилка; 2 — двухдечный грохот; 3 — дробилка II стадии; 4, 6, 13 —
грохота; 5 — дробилка III стадии; 7 — бункер; 8 — подготовительное грохочение; 9 —
сепаратор Дайна Вайэрлпул; 10 — грохот для продукта; 11 — грохот для породы; 12 —
гидроциклон; 14 — сгуститель; 15 — бункер
грохотах 8 по классу 1,9 мм. Верхний продукт (примерно
280 т/ч) подвергают тяжелосредной сепарации в сепараторах
Дайна Вайэрлпул 9 с использованием ферросилиция. Тяжелую
фракцию направляют на отмывку среды на грохотах 10 и от-
туда— в бункер 15. Легкую фракцию после отмывки среды на
грохотах 11 направляют в хвосты. Шламы после подготовитель-
ного грохочения на грохотах 8 классифицируют по классу
0,04 мм в гидроциклонах 12 и обезвоживающих грохотах 13,
работающих в серии. Класс +0,04 мм направляют непосред-
ственно в бункер 15. Класс —0,04 мм сгущают в сгустителе 14
и насосами подают на флотацию. На установке предваритель-
ной концентрации удаляют в хвосты в среднем около 60 % ис-
ходного питания перед измельчением и флотацией.
На обогатительной фабрике «Бродвуд» (Великобритания)
применяют двухстадиальную тяжелосредную сепарацию. Фаб-
рика, которая перерабатывает материал нескольких рудников,
расположенных поблизости, включает два отделения, оборудо-
ванных барабанными сепараторами Вемко, на которых перера-
батывают материал крупностью —25 + 6 мм с получением гале-
нитового концентрата, металлургического плавиковошпатового
концентрата и хвостов [3]. Недавно отделения были дополнены
457
Рис. 22.9. Схема цепи аппаратов графитовой обогатительной фабрики «Баут-
хиллер» [27]:
1 — мельница самоизмельчения; 2—грохот; 3 — цикл флотации; 4, 5 — дуговые сита;
6 — трехдечный концентрационный стол; 7 — осадительный конус; 8 — дисковый фильтр
сепараторами Дайна Вайэрлпул для доводки класса —25+1 мм
перед флотацией [14].
Графитовые руды. Производство графита, которое состав-
ляет свыше 0,5 млн. т/год, широко распространено; КНР — ос-
новной производитель, на долю которого приходится 0,1 млн.
т/год. К странам с производством различного графита, такого
как чешуйчатого, кускового или порошкового, относят СССР,
Мадагаскар, Норвегию, Шри Ланка, Бразилию.
Графит в основном обогащают флотацией, часто в довольно
сложном цикле [26]. Один из интересных способов переработки
принят на фабрике «Баутхиллер» (Квебек, Канада) произ-
водительностью 500 т/сут, введенной в 1984 г. [27]. На этой фаб-
рике утверждают, что ключ к раскрытию графита из руды
с понижением образования хлопьев — самоизмельчение
(рис. 22.9).
Технологическая схема включает гравитационный цикл с ис-
пользованием трехдечных концентрационных столов Дайстера 6.
Материал крупностью —1,65 мм после измельчения в мельнице
самоизмельчения поступает во флотационные камеры 3, кон-
центрат которых доводят на столах с получением конечного
концентрата, сгущаемого в сгустителе 7 перед фильтрованием
и сушкой. Материал крупностью —420 мкм флотируют.
Марганцевые руды. Марганец — один из металлов для про-
изводства стали. Свыше 90 % марганцевых руд используют
458
в железорудной и сталелитейной промышленности, где они яв-
ляются неотъемлемой добавкой в процессе производства стали.
Остальные 10 % РУД используют в различных отраслях, вклю-
чая химическую, производство удобрений, гальванических эле-
ментов и керамики [18].
Развитие рынка продажи марганца тесно связано со стале-
литейной промышленностью. Поэтому потребности в марганце
снизились с 26 млн. т в конце 1980-х годов до 23 млн. т
в 1982 г. Некоторые производители были вынуждены сократить
производство, другие приостановили его.
К крупнейшим производителям марганца относят СССР, на
долю которого приходится около 40%; ЮАР (20%), где руда
в основном достаточно высокого качества и может быть непо-
средственно отгружена (товарная руда); Бразилию и КНР
(каждая по 7,5 %).
Обогащение. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики
«Грут» (Австралия), на которой применяют тяжелосредную
сепарацию, приведена на рис. 22.10.
КрупнодроВлгная руда
Промпродукт . Тонкий Крупный
' материал материал
Рис. 22.10. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Грут» (Австра-
лия) [38]-.
1, 3, 8. 9 — грохота; 2 — гирационная дробилка; 4 — бункер; 5 — классификатор; 6, 7 —
промывочные барабаны (скруббер); 10— бункер; 11— тяжелосредный барабанный сепа-
ратор; 12, 13, 16, 16 — обезвоживающие грохота; 14 — тяжелосредный циклон
459
Добытую руду дробят в две стадии до 75 мм в гирационных
дробилках, вторая стадия дробления — в замкнутом цикле 2.
Дробленая руда поступает на двухдечный грохот 3 с отвер-
стиями размером 6 мм, верхний продукт которого поступает
в бункер 4. Нижний продукт грохота разделяют по крупности
0,5 мм в классификаторе 5; класс —6 + 0,5 мм направляют в гид-
роциклон и классификатор для выделения хвостов, которые ис-
пользуют в качестве закладки или складируют в хвостохра-
нилище.
Руду крупностью +6 мм и класс —6 + 0,5 мм перерабаты-
вают в две стадии тяжелосредной сепарацией. Из бункеров
материал поступает во вращающиеся барабанные скрубберы
размером 2,7X4,9 м, продукт которых поступает на двухдеч-
ные грохота 8, 9. Верхний продукт грохотов поступает в бун-
кер 10 и оттуда в тяжелосредиый барабанный сепаратор 11 раз-
мером 3,7x3,7 м с плотностью разделения 3600 кг/м3, исполь-
зующий гранулированный ферросилиций. Тяжелую фракцию-
осушают и обезвоживают на грохоте 13, а затем направляют
в бункер тяжелой фракции.
Промпродукт и легкая фракция — конечные продукты тре- ,
буемого качества, но легкая фракция, если необходимо, может
обрабатываться в секции тяжелосредного обогащения в цикле
14—16.
Слюда может быть эффективно извлечена из горной породы
с использованием гравитационных методов, хотя действительное
обогащение основано на различии по форме, а не по плотности.
Концентрация слюды может эффективно осуществляться мок-
рым или сухим способом. Для мокрых процессов используют вин-
товые сепараторы, в которых хлопья слюды выделяются с на-
ружной стороны и удаляются с помощью воды в выпускное
отверстие. Легкие минералы двигаются по левой стороне [1, 10].
Типичная схема цепи аппаратов для извлечения тонкой
слюды с помощью винтовых сепараторов показана на рис. 22.11
[1]. Избирательное дробление позволяет отделить более твердую'
слюду при грохочении (в надрешетный продукт), но 50 %
слюды можно потерять с мелочью. Мелочь может быть извле-
чена на винтовых сепараторах после легкого измельчения
в стержневой мельнице.
Горное бюро США провело исследования по применению
пневматического классификатора «Зиг-Заг» (см. гл. 16) в зам-
кнутом цикле с грохотом [40] и одна фирма США уже исполь-
зует этот аппарат. Обогащение на пневматических столах Кипп
Келли применяется на фабрике «Сузор» (Квебек), на которой
перерабатывают руды с содержанием 50 % слюды (рис. 22.12)
[42].
Руду дробят в две стадии с использованием щековой 1 и
ударной 2 дробилок. Руду на грохоте 3 разделяют на пять
460
классов. Крупный ( + 1,65 мм) продукт возвращают в ударную
дробилку, другие три (—1,65+0,8; —0,8+0,4 и —0,4+0,15 мм)
по отдельности перерабатывают на пневматических столах Кипп
Келли 4—6 с получением конечного концентрата, «затрудняю-
щей» фракции слюды и промпродукта, который возвращается
в ударную дробилку, и хвостов.
«Затрудняющая» фракция слюды с пневматических столов
объединяется, дезинтегрируется 7 и также классифицируется на
грохотах 8.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Adair, R., McDaniel, W. Т. and Hudspeth, W. R. (1951). New Method
for Recovery of Flake Mica. Trans. Am. Inst. Min. Eng., March 252—254.
2. Adorjan, L. (1978). Mineral Processing Min. Annual Review 233—
268.
3. Adorjan, C. A. (1979). Mineral Processing Min. Annual Review 233—
269.
4. Anon (1980). Developments in Greece. Min. Mag. Dec. 528—531.
5. Anon (1983). Buffalo Fluorspar: Serving the strategic needs of the
Western World. S. Afr. Min. World 2 (5) June 26—31.
6. Apostolides, G. A. and Papathanasiou, C. (1983). Technology and
Economics of the Mining Beneficiation and Smelting of Chromite Concentra-
tes in an Integrated Stateowned Ferrochrome Complex. Trans. Inst. Min. and
Metall. Sect. C. (Sept) Cl 17—C128.
7. Besa, R. A. and Dela Cruz, S. D, (1983) Masinloc Chromite Opera-
tion: Today and the Future. In Dickson EM Harben P. W. (Eds) Minerals
in the Refractories Industry — assessing the Decade Ahead. Ind. Miner. Sup-
plement March 41—45.
8. Bogdanova, Z. S„ Gorlovsky, S. I. and Lakota, В. M. (1960) Floa-
tion of Brown Iron Ores and Slimes from Gravity Treatment of Manganese
Ores (5th) Inter. Miner. Proc. Cong. London, I. M. M. 477—490.
9. Bowles, P. and Roberts, A. (1983). Farmers — Miners of the High Pe-
nines. Optima 31 (4) 200—214.
10. Browning, J. S. (1973). Mica Beneficiation U. S. Bureau of Mines
Bull. 662 21 pp.
11. Buchanan, D, L. (1979). Chromite production form the Bushveld'
Complex. World Min. Sept. 97—101.
12. Burt, R. O. (1980). Slime Gravity Concentration, a Viable Alterna-
tive? In Somasundaran P. (Ed) Fines Particles Processing 2 A. I. M. E. New
York, 1359—1375.
13. Carroll, I. and Matthews, G. W. (1983). Sillimanite minerals as raw
materials for Refractories. In Dickson E. M. and Harban, P. N. (Eds) Mi-
nerals in the Refractories Industry — assessing the Decade ahead. Ind. Miner.
Supplement March 47—54.
14. Coope, B. (1983). Minworth heads the Wheardale Revitalisation. In-
dustrial minerals. Jan. 39—40.
15. Cordes, H. (1982). The Preparation of Magnesite. Aufbereitungs —
Technik No. 9. 482—9. .
16. Dogan, Z. M. (1973). Concentration of Bati Kef Chrome Ore of Gu-
leman District, Turkey Can. Metall. Quarterly 12 (2) 191 —199.
17. Dolotova, I. A., Kruth, V. V., Pilinski, G. I., Popov, F. U., Tishchenko,
K. L, Shinkarenko, S. F., Bogdanova, Z. S., Rurova, Al. D., Fomin, Y. J., and
Sergo, E. E. (1968). Processing Technigues and Eduipment for Benificiation
of Manganese Ores. VIII Inter. Miner. Proc. Cong. Leningrad. Paper E-8
11 pp.
18. Ellison, T. D. (1983). Manganese. Min. Annual Review 67—69.
462
19. Ergunalp, F. (1980). Chromite mining and processing at Kavak mine,
Turkey. Trans. Inst. Min. and Metall. 89 Section A. (Oct) A179—A184.
20. Hodge, B. L. (1983). Fluorspar. Min. Annual Review 109—110.
21. Holland-Batt, A. B., Balderson, G. F„ and Cross, M. S. (1982). The
application and design of wet-gravity circuits in the South African Minerals
Industry. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. March, 53—70.
22. Holz, P. (1983). Rand London Andalusite is mining Again. Ind. Mi-
ner. April 45.
23. Hussain, M. K-, Kolta, G. A., Abdel Aal 0. (1972). Extraction of
chromium from Egyptian chromite ores Can. Metall. Quarterly 11 (3) 481 —
489.
24. lackson, D. (1977). New Plants move IMCO Services into Front
Rank of Nevada Barite Producers. Eng. and Min. J., July. 73—75.
25. Kunasz, 1. A. (1982). Foote Mineral Company — Kings Mountain Ope-
ration. In Cerny P. (Ed) Short Course in Granite Pegmatites in Science
and Industry Miner. Assn. Can. Winnineg. 505—511.
26. Li Jeirong (1982). The Practice of Concentration and the Way to In-
crease Grade and Recovery of the Graphite Concentrate in Nanshu Graphite
Mine, Shandong, China. 14th Inter. Minerj Proc. Cong. Toronto С. I. M.
Oct. Paper V-9 11 pp.
27. Mackie, D., Lakshmanan, V. Л and Melnbardis, I. (1984). Pilot
Plant Development Studies on Mount Laurier, Quebec Graphite Deposit. Proc.
16th Annual Meeting, Canadian Mineral Processors С. I. M. 456—482.
28. Manser, R. M. (1975). Handbook of Silicate Flotation. Warren Spring
Laboratory Hertfordshire 206 pp.
29. Mills, C. (1981). Comparative Costs in Barite Processing. In Harben
P. W. (Ed) Proc, of Miner, and Chemicals in Drilling Muds — the 80s and
Beyond Met Bull. London 40—44.
30. Mousoulos, L. and Papadopoulos, M. Z. (1975). Gravity Concentra-
tion of Troodes Chromites, Cyprus, Trans. Inst. Min. and Metall. 84 Section
C (June) C73—C77.
31. Muchart, H. and La Fosse, J. (1979). Traitement d’Andalousite—
Usine de Glomal; Separation Gravimetrique. Revue Industrie Minerole Mine-
ralurgie (4) Nov. 13 pp.
32. Nafziger, R. H. (1982). A review of the deposits and beneficiation
of lower — grade chromite. J. S. Afr. Inst. Min. Metall. Aug. 205—226.
33. Oldham, L. (1983). Barytes Min. Annual Review 111 —113.
34. O'Shaughnessy, D. P. (1982). Chrome Ore Preparation. Min. Mag.
Oct. 291—299.
35. O’Shaughnessy, D. P. (1983). Potential for low-grade chrome are
resources. Min. Mag. Aug. 112—115.
36. Overbeek, P. W. (1982). The development of the Andalusite Industry
in South Africa. In Glen, H. W. (Ed) Proc. 12th CMMI Congress 2 Joha-
nessburg S. Afr. Inst. Min. and Metail. 505—513.
37. Ryan, P. J. (1982). A review of the fluorspar — mining industry in
South Africa. In Glen, H. W. (Ed) Proc. 12th CMMI Congress 1 Johaness-
burg S. Afr. Inst. Min. and Metall. 228—247.
38. Sassos, M. P. (1984). Manganese: Gemco Mines Huge Resources at
Groote Eylandt. Eng. and Min. J. Jan. 57—58.
39. Sprinkel, B. (1982). The Brassington Barite — Fluorspar — Lead pro-
ject. Ind. Miner. (173). Feb. 61—64.
40. Sullivan, G. V. and Stanczyk, M. H. (1982). Pneumatic Beneficiation
of Mica, 14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto С. I. M. Oct. Paper V-6
P4I Thomson, A. G (1983). Chromite Min. Annual Review 69—70.
42. Turgeon, J. and Foy, G. (1981). A Dry Milling Process for the Pro-
duction of Ground Mica. Paper presented to Annual Meeting of Can. Inst.
Min. and Metall. Calgary, May 1982. Paper 20.
463
1
,• 43. Worst, В. G. (1982). The Exploitation of Chromite th^'jbt^hyeld
Complex. In Glen, H. W. (Ed) Proc. 12th CMMI Congress 1 ,• Johannesberg
S. Afr. Inst. Min. and Metall. 221—228. . , v-
L - . l.ir . • fee . Y <r;
Глава 23 . ' >
ОБОГАЩЕНИЕ РЕДКОМЕТАЛЛЬНЫХ ПЕСКОВ
Тяжелые, или прибрежные, пески — источник получения ти-
тана, циркона, тория и редкоземельных металлов. Крупнейшими
производителями этих минералов являются Австралия, Южная
Африка, шт. Флорида (США), Индия, Малайзия. Австралий-
ская редкометалльная промышленность — крупнейшая в мире.
Минеральные пески. Основные тяжелые минералы и их
плотность приведены в табл. 23.1.
Рутил — основной ценный минерал для получения титана;
содержит около 95—96 % диоксида титана. Его в основном ис-
пользуют для получения титанового пигмента, обмазки электро-
дов для электродуговой сварки и производства металлического
титана для авиационной промышленности, получения легких
прочных сплавов и использования в химическом машино-
строении.
Ильменит, содержащий 45—65 % оксида титана, исклю-
чительно используют для производства диоксида титана непо-
средственно сульфатным процессом или промежуточным спосо-
бом из титанового шлака.
Циркон, содержащий примерно 65 % оксида циркония,
имеет высокую стойкость к химической коррозии и к коррозии
расплавленными (жидкими) металлами и шлаками, обладает
низким тепловым расширением и высокой тепловой проводимо-
стью и его в основном применяют для получения огнеупорных
продуктов и на литейных заводах.
Монацит — редкоземельный фосфат, извлекаемый в каче-
стве побочного продукта при получении титанового и цирконие-
вого концентратов. Он является основным источником тория и
ТАБЛИЦА 23.1
Основные минералы тяжелых песков
Минерал Теоретический состав Ценный компонент Плотность, кг/м3
Ильменит [FeTfOg] Титан 4500—5000
Лейкоксен Измененный ильменит » . . To же 4500—5000
Рутил |ТЮ.| :: . » 4200
Циркон [ZrSiO4] ' Цирконий 4700
Монацит [(Се, La, Y, Th) (РО4)] Торий 4900—5300
Ксенотим [Y (PO4)] Иттрий 4400—5100
464
редкоземельных элементов, которые имеют важное значение
в металлургии, в электронике, химии, для очистки масла, в ке-
рамической и ядерной отраслях.
Австралийская практика обогащения титано-циркониевых
песков. Австралийское редкометалльное производство получило
развитие благодаря золотоизыскателю Джону Синклару, кото-
рый обнаружил золото в черных песках Боллины и Байрон
Бэй на северных берегах штата Новый Южный Уэльс [12].
Золото, платину и олово получали в небольших масштабах
после первой мировой войны, спустя некоторое время появилась
потребность в рутиле и цирконе, содержащихся в прибрежных
песках.
Первоначальное производство осуществлялось простыми ме-
тодами обогащения из прибрежных месторождений, отсюда на-
именование— прибрежные пески. В последние годы имеется
тенденция к разработке месторождений, находящихся на неко-
тором удалении от береговой линии.
По мере того, как потребность в редкометалльных песках
увеличивалась, а качество отложений ухудшалось, проявилась
тенденция получения коллективного концентрата тяжелых ми-
нералов с последующим развитием высокопроизводительных
мобильных дражных установок с производством коллективного
концентрата для конечной обработки в стационарных располо-
женных на суше сухих фабриках.
Стремительный рост промышленности иллюстрирует произ-
водительность установок, увеличившаяся с 25—30 т/ч в начале
1950-х годов при переработке прибрежных дюн до 2000 т/ч при
переработке далеко удаленных от моря дюн [12] с низким со-
держанием тяжелых минералов (<0,5 %) [6].
Важный побочный момент в этом быстром росте промыш-
ленности— развитие оборудования для улучшения минераль-
ного процесса: электрической сепарации и гравитационной кон-
центрации. Австралийские достижения в гравитационном обору-
довании включают конусы Рейхерта, желоб Райта и различные
другие суживающиеся желоба (см. гл. 17), так же как и ряд
винтовых сепараторов (см. гл. 13). Австралия в настоящее
время — лидер в создании винтовых сепараторов.
Текущее производство в Австралии из двух
различных месторождений. Из старого месторождения
на восточном побережье Нового Южного Уэльса и Квинсленда
получают высококачественный рутил, циркон и ильменит; на но-
вом месторождении на Западном побережье производят первич-
ный ильменит с невысоким содержанием рутила и циркона [15].
Пески прибрежных месторождений (россыпи современных и
древних побережий) прошли естественную предварительную
концентрацию и классификацию, благодаря прибою. Течение не
только удаляет тонкий легкий материал, но также медленно
465
Добыча песков ,
------j--------
Мокрое обогащение Хвосты
Вторичное обогащение Хвосты
Установка сухого обогащения Хвосты
| I-------
Различные тяжелые минералы
Рис. 23.1. Принципиальная
схема разделения тяжелых
минералов ? •'/
передвигает тяжелые частицы вдоль берегов, которые концен-
трируются в узкой полосе побережий. Береговые россыпи со-
стоят поэтому в основном из раскрытых зерен тяжелых мине-
ралов крупностью 1—0,05 мм с очень незначительным содержа-
нием шламов.
Поскольку по генезису эти месторождения могут быть аллю-
виальные, выветренные, прибрежные, береговые (пляжные),
основной метод переработки — простой [9]. Основные стадии пе-
реработки показаны на рис. 23.1.
Большинство месторождений представляет собой сыпучие
пески с незначительным содержанием грубозернистой гали или
шламов, пригодных для добычи с помощью драг и переработки
на фабриках с высокопроизводительным гравитационным обо-
рудованием. Их основное расположение приблизительно на
уровне моря также упрощает монтирование и эксплуатацию
прудов-отстойников.
Другие месторождения обломочной или затвердевшей при-
роды менее пригодны для дражной добычи, но благоприятны
для крупных предприятий с сухими методами добычи с исполь-
зованием рипперов, скреперов и погрузчиков. Даже в таких
случаях мокрые обогатительные фабрики могут быть плаваю-
щими, а не расположенными на земле [3, 4].
Мокрая концентрация. Береговые рессыпи в основном содер-
жат участки с высоким и низким содержанием полезного мине-
рала и эффективные дражные операции могут смешивать слои
в вертикальном направлении; смешивание в боковых направле-
ниях ограничивается размером драги [2].
Однако, так как в настоящее время нет хорошо спроектиро-
ванных обогатительных фабрик, способных при изменении ха-
рактеристики исходной руды поддерживать оптимальные пока-
затели, необходимо изменять производительность в соответствии
с качеством руды при попытках поддержать как извлечение,
так и качество концентрата. Например, в работе [9] указыва-
ется, что на запроектированной рутиловой фабрике производи-
тельностью 1000 т/ч с извлечением полезного компонента 90 %
будет перерабатываться 1500 т/ч бедной руды с некоторым сни-
жением извлечения. Богатая рудная линза должна перерабаты-
466
Рис. 23.2. Типичные схемы подготовки питания:
а — с промывкой в барабанном грохоте; б —с включением нескольких стадий грохо-
чения; / — барабанный грохот; 2 — циклон; 3 — отстойник (осадительный чан); 4 —
дуговое сито; 5 — двухдечный грохот; 6 — промывочный барабанный грохот; 7 — одно-
дечный грохот
ваться при пониженной производительности для поддержания
извлечения.
Мокрая обогатительная фабрика производит в основном
коллективный концентрат, разделение которого на составляю-
щие минералы проводится на сухой фабрике.
Установка мокрой концентрации состоит из двух основных
секций: подготовки питания и секции концентрации, которая
может включать несколько стадий и может быть оборудована
конусами Рейхерта, желобами, суживающимися желобами
(шлюзами) или винтовыми сепараторами.
Подготовка питания. Продукт, добываемый дражным спосо-
бом, имеет различную плотность (в среднем около 25 % твер-
дого). Пульпа, поступающая на мокрую установку, содержит
различные количества крупного материала и гравия, незначи-
тельные примеси из корней травы, мусора и тонкой сорной
травы. Цель секции подготовки питания — стабилизация расхода
материала, подаваемого на обогатительную фабрику, удаление
вредного материала из потока и увеличение плотности пульпы
в питании концентратной секции до оптимально требуемой для
данного оборудования (обычно 55—60 % твердого). Следова-
тельно, подготовка питания включает грохочение, обезвожива-
ние и складирование материала в крупном бункере.
Удаление верхнего крупного продукта. Круп-
ный продукт и мусор из материала, добытого дражным спосо-
бом, выделяется относительно просто во вращающемся барабан-
ном грохоте с отверстиями размером 5 мм (рис. 23.2, а).
На установках, расположенных на суше, для удаления за-
тверделого или кускового материала и глины применяют ком-
плекс подготовки питания, который может состоять из стадий
467
грохочения и промывки в барабанных скрубберах (рис.
23.2,6) [8].
На этой установке подготовка питания включает дуговой
грохот, на котором удаляют валуны крупностью +150 мм, по-
следующее двухстадиальное грохочение по классу 30 и 2 мм;
верхний продукт этих обеих стадий грохочения направляют в ба-
рабанный скруббер, а нижний продукт — еще на один грохот
с отверстиями размером 2 мм. Весь материал крупностью
+ 2 мм возвращают на рудник, а —2 мм перекачивают на основ-
ную фабрику.
Уплотнение питания и производительность
зумпфа. На многих предприятиях используют природную спо-
собность к осаждению береговых россыпей (пляжных песков),
комбинируя уплотнение питания и струйный зумпф (рис. 23.3)
[2] с периферической разгрузкой слива.
Зумпф, в котором питание находится примерно 30 мин,
имеет крутые стенки, плотность разгрузки и поток контролиру-
ются с помощью принципа «Флоридская струя», с подачей неко-
торого объема чистой воды в линию откачки.
Если в пляжных песках (береговых россыпях) содержатся
шламы, влияющие на эффективность осаждения песков в зумп-
фах, то перед зумпфом устанавливают гидроциклоны для уда-
ления материала крупностью —40 мкм. На предприятии
«Энеабба» фирмы «Ассосиайтед минерале» слив гидроциклонов
поступает в сгустители для возврата воды в процесс, хвосты
перекачиваются в хвостохранилища [1].
Система подготовки питания для всех предприятий, перера-
батывающих береговые россыпи: освобождение песков от шла-
мов, бункерование и обеспечение постоянной плотности пульпы
для подачи на мокрый сепаратор. Этот процесс обычно вклю-
чает регулировку скорости подачи питания в струйный зумпф
для поддержания его минимальной производительности, ниже
которой контроль плотности пульпы затруднен [9].
Мокрая концентрация. Первичная цель установки мокрой
концентрации — получение коллективного концентрата с высо-
ким извлечением тяжелых минералов и удаление легких мине-
ралов. Извлечение тяжелых минералов составляет свыше 90 %
с их содержанием 90—95 %. Технологическая схема видится как
компромисс между максимальной металлургической эффектив-
ностью, получаемой в сложном цикле, и простотой переработки,
достигаемой в простом цикле.
Обычно применяемая стадия концентрации включает один
или несколько аппаратов различных типов и разной производи-
тельности. На рис. 23.4, а показана схема, оборудованная кону-
сами Рейхерта [3], на рис. 23.4, б — объединенная схема кону-
сов Рейхерта с винтовыми сепараторами [13], на рис. 23.4, в —
винтовые сепараторы [10] и на рис. 23.4, г — шлюзы [5].
468
Рис. 23.4. Типичные схемы мокрой концентрации песков:
/ — конус Рейхерта; 2 — винтовой сепаратор Рейхерта; 3 — винтовой сепаратор Райта;
4 — шлюз
Несмотря на то, что в каждой из этих схем используют раз-
личное оборудование и перерабатывают материал разных ме-
сторождений, основной принцип концентрации очень прост. Из
четырех схем, представленных на рис. 23.4, схема, которая пол-
ностью оборудована винтовыми сепараторами (см. рис. 23.4, в),
выглядит на первый взгляд очень сложной, однако необходимо
вспомнить, что каждый конус Рейхерта или шлюз составляют
целую мини-установку с одной или несколькими перечистными
и контрольными операциями, объединенными в одной секции
(см. гл. 12).
469
Вообще, большинство циклов состоят из стадии первичной
концентрации с удалением конечных хвостов, получением про-
межуточного продукта, который может рециркулировать или
обрабатываться в отдельном цикле, и чернового концентрата.
Черновой концентрат доводят в перечистных и контрольных
операциях с получением конечного коллективного концентрата.
Промпродукты и хвосты операций перечистки и контрольной
концентрации рециркулируют; промпродукт возвращают в пита-
ние того же аппарата, а хвосты — в питание предыдущего ап-
парата.
Гибкий цикл — изменение маршрута различных потоков вну-
три фабрики — практикуется на некоторых предприятиях. На
большинстве фабрик осуществляется контроль качества про-
дукта и его извлечения при изменении качества питания.
Общие принципы для оригинальной технологической
схемы и для схемы с измененным маршрутом потоков [9]:
промпродукты и питание контрольной операции не разделя-
ются, так же как новое питание, а при данной доле питания,
перешедшего в концентрат, извлечение уменьшается;
питание перечистки увеличивает извлечение по сравнению
с новым питанием; при данной доле питания, перешедшего
в концентрат, извлечение увеличивается;
хвосты перечистных и контрольных операций, состоящие из
крупных тяжелых частиц и зерен легких минералов промежу-
точной крупности, имеют тенденцию к улучшению контрольной
концентрации;
содержание твердого в концентрате всегда выше, чем в пи-
тании концентрирующего аппарата, соответственно содержание
твердого в хвостах ниже. С уменьшением содержания твердого
уменьшается производительность и извлечение, по крайней мере,
в конусах и шлюзах, и рециркулирующий продукт не только
улучшает содержание в концентрате, но и помогает контроли-
ровать плотность пульпы. Там, где содержание твердого в по-
токах пульпы недостаточное, требуются насосы с перифериче-
ской разгрузкой для повышения плотности.
Вторичная концентрация. Коллективный концентрат из уста-
новки мокрой концентрации перевозят на лодках или другим
способом на центральную доводочную фабрику, которую в об-
щем называют фабрикой сухого обогащения, хотя I стадия со-
стоит из конечной стадии доводки коллективного концентрата
мокрой концентрацией для удаления легких минералов, кото-
рый после сушки направляется на подлинно сухую фабрику.
Вторичная мокрая концентрация на центральной доводочной
фабрике позволяет выделить легкие включения кварца и мине-
ралы промежуточной плотности (такие, как турмалин); произ-
водственная мощность вторичных установок мокрой концентра-
ции значительно ниже, чем первичных, они также расположены
470
на суше и стационарны. Поэтому место их расположения не так
существенно и оборудование для них требуется невысокой про-
изводительности, но высокоэффективное.
Идеальным оборудованием для этих производств являются
винтовые сепараторы — дешевые, компактные, средней произ-
водительности и высокоэффективные. Качающиеся концентра-
ционные столы, из которых наиболее распространены столы
Скотта, применяют также либо в перечистных, либо в основных
операциях.
Технологические схемы вторичных мокрых установок слож-
нее, чем первичных, что связано с выделением относительно ма-
лых количеств легких минералов, оставшихся в концентрате
первичной установки, при очень высоком извлечении. Однако
существуют одинаковые основные принципы в построении тех-
нологических схем.
Три типичные схемы вторичной мокрой концентрации пока-
заны на рис. 23.5. Схема, показанная на рис. 23.5, а, действует
на двух вторичных установках на восточном побережье, при-
надлежащих фирме «Ассосиайтед минерале» [4]. Они относи-
тельно просты, каждая из них включает 18 столов в две стадии
для доводки материала перед фильтрованием и сушкой.
Установка «Хавке Нест» фирмы «Минерал депозите Лтд»
(см. рис. 23.5,6) [14] — очень сложная. Концентрат мокрой уста-
новки дозированно по 20 т/ч подают в обесшламливающие гид-
роциклоны, пески которых направляют в четыре камеры Бор-
мана (для оттирки), установленные параллельно. Каустическую
соду NaOH подают для диспергирования глины (шламов) и
удаления гуматов. После оттирки материал перекачивают в цикл
винтовых сепараторов и столов для удаления кварца и минера-
лов промежуточной плотности. Концентрат после I стадии обо-
гащения в винтовых сепараторах перечищают до получения ко-
нечного концентрата. Хвосты после I стадии концентрации
в винтовых сепараторах направляют на контрольную концен-
трацию с получением конечных отвальных хвостов и промежу-
точного концентрата. Последний перечищают в секции из пяти
столов Скотта, на которых получают концентрат, промежуточ-
ный продукт (рециркулирует) и отвальные хвосты.
Конечный концентрат после гравитационной секции промы-
вают свежей водой, магнитные минералы удаляют на барабан-
ном магнитном фильтре, снова промывают (для удаления остав-
шихся шламов и каустической соды) и складируют.
На фабрике «Кабле санда Банбари» в Западной
Австралии (см. рис. 23.5, в) технологическая схема очень слож-
ная [11]. Она включает три независимо работающих секции на
центральной сепарационной фабрике: сухую ильменитовую
установку, вторичную мокрую установку и сухую установку.
Схемы первых двух секций показаны на рис. 23.5, а. Примерно
471
6
У.Зосты
Магнетит.
Лейкоксен На установку
едкого
обогащения
Рис. 23.5. Схема цепи аппаратов вторичной мокрой концентрации:
/ — грохот; 2 — пульподелитель; 3 — качающийся стол-концентратор; 4 — коиус; 5 —
сушилка; 6 — циклон; 7 — истиратель; 8 — винтовой сепаратор; 9— барабанный магнит-
ный сепаратор; 10 — дисковый магнитный сепаратор; // — индукционный роликовый
магнитный сепаратор; 12 — гидроклассификатор
96 % ильменита извлекается на ильменитовой установке, состоя-
щей из трех стадий, оборудованных роликовыми и ленточными
магнитными сепараторами.
Немагнитный продукт промывают в барабанном грохоте с от-
верстиями размером 6 мм и разделяют на вибрационном гро-
хоте с отверстиями размером 1,2 мм. Нижний продукт грохота
направляют на винтовые сепараторы. Обогащение на винтовых
сепараторах включает четыре стадии; после II и III стадий —
оттирка; I стадия оттирки производится механическим путем;
II — с добавлением железа. Лейкоксен извлекается в концен-
трат контрольной операции, получаемый в III стадии цикла
обогащения на винтовых сепараторах, и складируется от-
дельно.
472
Рис. 23.6. Схема цепи ап-
паратов монацитового цик-
ла на фабрике «Барнбари»
[И]:
1 — магнитный сепаратор; 2 —
винтовой сепаратор; 3—конус;
4 — сушилка; 5—грохочение
(разделение) на пластинчатом
сепараторе
Установка сухого обогащения. На установке сухого обогаще-
ния осуществляется конечное разделение различных тяжелых
минералов: ильменита, рутила, циркона, лейкоксена, монацита,,
ксенотима. Эти установки состоят из различных электрических
аппаратов, таких, как электростатические, пластинчатые, высо-
коградиентные валковые, индукционные сепараторы. Детальное
описание установок сухого обогащения приведено в гл. 18 книги
«Mining and Metallurgical Practices in Australia» (Australian
Inst. Min. and Mettal.) и также в работе [7].
Конечная сепарация циркона осуществляется на пневмати-
ческих столах, хвосты которых, содержащие кварц, кианит и
другие легкие минералы, возвращают на вторичную установку
мокрого обогащения. На одной из фабрик [11] монацит извле-
кают в две стадии (гравитационная схема и магнитная сепара-
ция) с получением монацита и ксенотима (рис. 23.6).
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Апоп (1983). Renison Goldfields Ltd., Associated Mineral Division.
Company Brochure.
2. Blaskett, K. S. and Hudson, S. B. (1966). Beach Sand Minerals. In
Woodcock J. T. (Ed). The Australian Mining and Metallurgical Industry.
8th Commonwealth Min. and Metall. Cong. Aust. IMM 3 313—340.
3. Canning, A. E. (1980a). Mineral Sand Mining and Wet Plants of
Associated Minerals Consolidated Ltd., New South Wales and Queensland.
In Min. and Metall. Practices in Australia. Aust. IMM Chapter 18 739—
742.
4. Canning, A. E. (1980b). Dry Mineral Sand Separation Plants of As-
sociated Minerals Consolidated Ltd., New South Wales and Queensland. In
Min. and Metall. Practices in Australia. Aust. IMM Chapter 18 758—761.
5. Kelly, R. J. (1980). Mineral Sand Mining and Wet Plants of R. Z.
Mines (Newcastle) Pty Ltd. New South Wales. In Min. and Metall. Practices
in Australia. Aust. IMM Chapter 18. 752—754.
6. Lyons, L. A. (1983). Australian Mineral Sand Industry update. World
Min. Sept. 60—61.
7. MacDonald, E. H. (1983). The Geology, Technology and Economics of
Placers Chapman and Hall, London and Sydney 508 pp.
8. Macpherson, M. H. (1980). Mineral Sand Mining and Wet Plant West-
ralian Sands Limited, Yoganup Extended W. A. In Min. and Metall. Practices
in Australia. Aust. IMM Chapter 18 756—758.
473
9. McSweeney, V. J. (1982). Australian Mineral Sands Operation 1982.
Paper presented to SME — AIME Meeting Honolulu, Hawaii, Sept. 14 pp.
10. Newman, P. W. and Scanlon, T. J. (1980a). Mineral Sand Mining and
Wet Plant at Cable Sands Pty. Ltd. Busselton, W. A. In Min and Metall.
Practices in Australia. Aust. IMM Chapter 18 744—746.
11. Newman, P. W. and Scanlon, T. J. (1980b). Dry Mineral Sand Sepa-
ration Plant of Cable Sands Pty. Bunbury, W. A. In Min. and Metall. Prac-
tices in Australia Aust. IMM Chapter 18 763—768.
12. Paterson, 0. D. (1980a). An Introduction to the Australian Mineral
Sands Industry. In Min. and Metall. Practices in Australia. Aust. IMM Chap-
ter 18 735—739.
13. Paterson, 0. D. (1980b). Mineral Sand Mining and Wet Plants of
Mineral Deposits Limited, New South Wales and Queensland. In Min. and
Metall. Practices in Australia. Aust. IMM Chapter 18 749—751.
14. Paterson, 0. D. (1980c). Dry Mineral Sand Separation Plants of
Mineral Deposits Limited, New South Wales. In Min. and Metall. Practices
in Australia. Aust. IMM Chapter 18 771—774.
15. Paterson, 0. D. (1982). Government Controls and Regulations Redu-
cing Australia’s pre — eminent Position. Min. Review Dec. 18—19. .. . .
Глава 24 . , , :
ГРАВИТАЦИОННОЕ ОБОГАЩЕНИЕ ЗОЛОТА i
Плиний (70 г. н. э.) описал некоторые из наиболее ранних
методов обогащения золота. Различные ранние аппараты для
добычи золота из аллювиальных месторождений подробно опи-
саны Агриколой (1556 г.) И в настоящее время для перера-
ботки аллювиального золота продолжают использовать обору-
дование замечательной простоты, которому свыше 400 лет.
Известны три источника золота: золотоносные конгломе-
раты, россыпи (золотые прииски) и побочный продукт. По про-
изводству золотоносных конгломератов Южная Африка зани-
мает ведущее место. В Южной Африке действуют 35 золотых
рудника, сосредоточенных вокруг Витватерсранда, в 1981 г. на
них было произведено 657 Мкг золота, т. е. почти половина
мирового производства.
За пределами Южной Африки золото в основном добывают
на золотых приисках, используя простое гравитационное обога-
щение, например, на шлюзах или отсадочных машинах. Из
оставшегося золота приблизительно 1/3 производят в качестве
побочного продукта при рафинировании меди. В Южной Аф-
рике преобладающим источником золотодобывающей промыш-
ленности являются золотоносные конгломераты.
Получение золота в ЮАР. С металлургической точки зре-
ния золотые месторождения в ЮАР представлены двумя разно-
видностями. В гидротермальных месторождениях, таких, как
Барбертон Маунтейнланд, золото близко ассоциировано с суль-
фидами. Наличие мышьяка и сурьмы делает невозможным не-
посредственное выщелачивание и руды обычно предварительно
концентрируют флотацией перед обжигом и выщелачиванием.
474
Гравитационное обогащение используется на 3—4 фабри-
ках в районе месторождения Барбертон в добавление к фло-
тации.
Около Витватерсранда имеется несколько древних и обшир-
ных россыпных месторождений, для извлечения золота из кото-
рых требуется только тонкое измельчение (70—80 % класса —
75 мкм) и цианидное выщелачивание; извлечение золота со-
ставляет до 90 %. Измельченную в мельницах (трубчатых)
руду пропускали по медным пластинам, покрытым ртутью. За-
тем эти пластины заменили на наклонные столы, покрытые
вельветовой тканью, установленные на разгрузке трубчатых,
мельниц. Ткань периодически меняют и промывают в трубах.
Концентрат перед амальгамацией в барабанных бочках обра-
батывают на концентрационных столах.
Гравитационное обогащение и амальгамация золота были
сохранены после введения процесса цианидной экстракции
в ЮАР. Однако на некоторых предприятиях окончательно ре-
шили заменить эти процессы, чтобы исключить опасность для
здоровья людей, связанную с работой со ртутью, и риск кражи
концентрата.
Извлечение золота можно максимизировать увеличением
времени выщелачивания и тонины измельчения. Важно отме-
тить, что ценность руды месторождений Витватерсранд такова,,
что цианирование всей руды выгодно. Предварительная кон-
центрация гравитацией (или флотацией) недостаточно эффек-
тивна, чтобы позволить сбрасывать хвосты без цианирования.
При переработке бедных россыпных месторождений или
старых отвалов предварительная концентрация может быть эф-
фективна.
Значительная доля золота может быть выделена при грави-
тационном обогащении в цикле измельчения (в некоторых слу-
чаях до 90%). Однако барабанный амальгамационный процесс
происходит в относительно небольших секциях и поэтому кон-
центрат необходимо перечищать, сокращая массу менее, чем на
0,1 % исходного питания. Извлечение золота в этот концентрат
составляет 15—60 %. На предприятиях, на которых сохраня-
ется гравитационное обогащение, утверждают, что они сокра-
щают время выщелачивания или увеличивают общее фабрич-
ное извлечение [5, 17]. Крупные частицы золота нуждаются
в длительном выщелачивании. Потери (0,3—0,5 %) золотосо-
держащего раствора — результат несовершенства промывки на
фильтрах, их можно сократить, предварительно удалив некото-
рую часть золота ^золотая головка) цианированием. Различие
в затратах на эти две технологии мало и почти невозможно из-
мерить повышение извлечения золота, обусловленное концен-
трацией (по сравнению с длительным временем выщелачива-
ния). Поэтому дебаты продолжаются [16].
475
Применение гравитационного обогащения основано на пред*
положении, что раннее удаление золота снижает нарушения
в процессе извлечения [6]. Потери золота в цикле цианирования
вызваны:
нарушением классификации, связанным с забиванием вы-
ходного отверстия гидроциклона — грубозернистый золотосо-
держащий материал теряется со сливом гидроциклона;
промывкой материала, добытого подземным способом, кото-
рый часто содержит золото в окисленном пирите;
нарушениями в цикле осаждения цинка — на фильтрах те-
ряется золотосодержащий раствор;
неисправной работой фильтра, включая перегрузку;
потерями раствора и адсорбцией золота на породе.
На некоторых рудниках вводят интенсивное цианирование
как альтернативу экстракции золота из гравитационных кон-
центратов; таким образом исключается опасность для здоровья,
связанная со ртутью [17].
Однако оборудование, используемое в этой интенсивной тех-
нологии, имеет производительность не больше, чем емкости
для амальгамации, следовательно, необходима перечистка для
уменьшения массы первичного концентрата.
Выбор оборудования. Оборудование, используемое для гра-
витационного обогащения, уникально, так как традиционные
устройства для обогащения в золоторудной промышленности
ЮАР широко не используют. Тонкое измельчение для после-
дующего выщелачивания вызывает необходимость использова-
ния сгущения. Известь, требуемую для выщелачивания
(рН~10,5), в основном добавляют в цикл измельчения (для
обеспечения эффективного использования извести и флокуля-
ции шламов). Флокулянты с высокой молекулярной массой ис-
пользуют для богатых руд и для руд с высоким содержанием
глины.
В результате высокого содержания извести рабочая поверх-
ность гравитационного аппарата постепенно покрывается слоем
кальция. Эта проблема отягчается истиранием стали мельницы
в результате измельчения (например, черновые концентраты
могут содержать до 10 % стали). На футеровке мельницы, осо-
бенно в случае ее остановки, могут образовываться твердые
отложения. Рабочую поверхность поэтому регулярно очищают
соляной кислотой для удаления окалины (примерно один раз
в неделю). Эти трудности имеются также при использовании
отсадочных машин или конусов Рейхерта и поэтому их за-
меняют другим оборудованием.
Хотя конусы Рейхерта и предлагаются для переработки зо-
лота [12, 13, 19], на фабрике «Президент» фирмы «Стейн голд»
их заменяют на барабанные сепараторы Джонсона из-за тех
же эксплуатационных проблем.
476
Надежность. Гравитационное оборудование способно
действовать в течение длительного времени без ухода и пред-
почтительнее с точки зрения надежности (безопасности).
Концентраторы, используемые в ЮАР. Для первичного гра-
витационного обогащения золота и (пирита) на золотых фаб-
риках в ЮАР в настоящее время используют следующие ап-
параты. Стрэки с вельветовым покрытием, предназначенные
для первичной концентрации, на некоторых маленьких пред-
приятиях используют для перечистки предварительного концен-
трата.
Отсадочные машины фирмы «Джуба-Рихардс» были
установлены на фабриках «Дурбан Родепурт Дип» и «Вестерн
Ареас» в 1960-е годы для извлечения золота и пирита из раз-
грузки мельницы [10, И]. В концентрат отсадки (выход 5 %
питания) извлекается около 60 % золота и 50 % пирита; пре-
обладающая крупность чернового концентрата составляет
150 мкм. Концентрат доизмельчают перед вторичной концен-
трацией и амальгамацией.
Пиритный концентрат цианируют для извлечения золота
перед продажей его в качестве побочного продукта. Флотаци-
онная установка была установлена на фабрике «Вестерн
Ареас» для увеличения извлечения пирита и, следовательно,
основная функция отсадки — обогащение золота. Отсадочные
машины на фабрике «Вестерн Ареас» в дальнейшем были за-
менены сепараторами Джонсона из-за проблем, описанных
выше, а также из-за высокого расхода воды.
Барабанные сепараторы Джонсона. Эти ап-
параты разработаны в 1925 г. и с тех пор получили широкое
распространение [14]. Они описаны подробно в гл. 15.
Техническая характеристика барабанного сепаратора Джонсона [1.5]
Размер (длинах диаметр), м .... 3,6X0,76
Угол наклона, градус ................. 2,5—5
Частота вращения, ми и-1 .......... 4—8
Окружная скорость, мм/м ............ 280—600
Расход питания, т/ч................... 5—20 (в среднем 9)
Массовая доля влаги в питании , % 39—70 (в среднем 45)
Высота рифлей, мм .............................. 3
Шаг рифлей, мм .................................... 6
В барабанных сепараторах Джонсона извлекают относи-
тельно постоянную массу концентрата, которая почти не за-
висит от подачи питания. Достоинство сепаратора — любое на-
рушение в цикле измельчения не создает проблем в гравита-
ционном цикле. Перечистное оборудование обеспечивается
относительно постоянным питанием.
Плоские концентрационные столы были разра-
ботаны в 1949 г. [23]. Их используют на некоторых фабриках
477
для обработки разгрузки мельниц. Небольшой объем воды до-
бавляют для создания оптимальной плотности — около 60 %
твердого. Плоские концентрационные столы более лояльны,
к крупным частицам рудной породы, чем шлюзы или конусы
Рейхерта, так как они выносятся поверх резиновых рифлей.
Концентрационные столы очень легко очищаются с помощью
соляной кислоты.
Небольшая стоимость и высокая производительность столов
позволяют устанавливать их на разгрузке мельниц. Масса кон-
центрата поэтому может быть больше, чем при извлечении
в других аппаратах. Концентрат обычно перечищают и хвосты
перечистки имеют значительное содержание других тяжелых
минералов и сростков золота. Этот поток можно подвергать
специальной обработке и она может быть выгодна (например,
более тонкое измельчение, чем обычное, и извлечение урана из
обогащенного потока).
Вторичные концентраторы. Вторичная концентра-
ция первичного концентрата обычно выполняется на качаю-
щихся концентрационных столах (Холмана или Вифлея) или
на ленточных сепараторах [3]. В большинстве случаев первич-
ные концентраты направляют сразу же на вторичную концен-
трацию. Чтобы сократить массу концентрата хотя бы на 0,1 %,
на вторичных концентраторах выделяют пирит и футеровочную
сталь, которые возвращают в цикл измельчения. В некоторых
случаях этот материал измельчают в специальном цикле из-
мельчения до крупности меньшей, чем крупность основной
массы руды, поступающей на цианирование.
Качающиеся столы и ленточные концентраторы просты для
очистки, но первые требуют большего ухода. На сотрясатель-
ных концентрационных столах можно получать высококачест-
венный золотосодержащий концентрат, который направляют
непосредственно на плавку, и пиритный концентрат с содержа-
нием, пригодным для обжига. Однако часто необходимо уста-,
навливать вторичный концентратор в корпусе измельчения, где
он должен работать без присмотра. Для обслуживания качаю-
щихся столов требуется квалифицированный персонал и особое
внимание следует уделять регулированию расхода воды. В на-
чале процесса обычно устанавливают бак для обеспечения од-
нородного потока.
Цикл гравитационной концентрации. Положение гравита-
ционных аппаратов в цикле измельчения определяется, в не-
которой степени, балансом воды, так как многие концентра-
торы работают лучше при плотности ниже, чем при измельче-
нии.
Многие аппараты также требуют добавки промывочной воды,
особенно отсадочные машины, и поэтому хвосты обычно клас-
сифицируют перед доизмельчением.
478
На и,ианиро&ани.е
J-
Рис. 24.1. Схема цепи аппаратов цикла переработки золота с двухстадиаль-
ной классификацией:
/—руда подземной добычи; 2 — классификация I в гидроцнклоие; 3 — чан; 4 — клас-
сификация II в гидроциклоне; 5 — основной цикл; 6 — перечистной цикл
Рис. 24.2. Схема цепи аппаратов цикла гравитационного обогащения золо-
тосодержащих руд с трехстадиальной классификацией:
/ — слив классификатора измельчения I стадии; 2 — вторичные гидроциклоны; 3 — из-
мельчение II; 4 — классификация III в гидроциклоне; 5 — амальгамациоииый аппарат
Джонсона; 6 — ленточный питатель; 7 — обезвоживающий гидроциклои; 8 — измельче-
ние III
Иногда утверждают, что лучшее место для гравитацион-
ного концентратора — разгрузка мельницы или песков первич-
ных гндроциклонов, так как при этом обеспечивается улавлива-
ние золота до того, как оно примет плоскую форму и станет
менее пригодным для гравитационного обогащения. Однако
в этом случае поток материала, поступающего на обработку
(а соответственно и стоимость), основательно увеличивается и
аппараты подвергаются сильному износу, забиваются и т. д.
Золото, находящееся в крупных сростках, не извлекается, так
как низкая концентрация золота не может влиять на плотность
частиц. Однако неосвобожденное золото может извлекаться
в результате его ассоциации с пиритом.
Двухстадиальная классификация — очень экономичный спо-
соб удаления материала, непригодного для гравитационного
обогащения (т. е. крупного и очень тонкого материала).
Частички золота в рудах Витватерсранда обычно мельче
300 мкм и поэтому его желательно отделить от грубозерни-
479
ТАБЛИЦА 24.1
Показатели работы гравитационных отделений двух фабрик в ЮАР,
перерабатывающих золотосодержащие руды
Продукт «Вааль Рифе Майи» «Президент Стейн Майи»
Содержание Au Распре- деление Au, % Содержание Ап Распре- деление Ап, %
% г/т % г/т
Ленточный кон- центратор: концентрат 0,29 30,916 43,7 0,13 89,590 25,9
хвосты 5,71 343,9 10 3,87 248,8 10,8
Концентрат после 6 1848,0 53,7 4 842,9 36,7
амальгамации Хвосты амальга- 94 96 46,3 96 59,1 63,3
мации Исходное питание 100 207,5 100 100 93,3 100
стого материала перед обогащением. Недорогие и относительно
высокопроизводительные плоские концентрационные столы
приемлемы для обработки разгрузки первичной или вторичной
мельницы (рис. 24.1). Их расположение на линии циркулирую-
щей нагрузки мельниц позволяет использовать преимущество,
заключающееся в концентрирующем действии классифика-
торов.
Поток пульпы, направляемой в концентраторы, может быть
основательно уменьшен благодаря использованию трехстади-
альной классификации (рис. 24.2). Содержание золота в пе-
сках гидроциклона примерно в два раза выше, чем в питании.
Содержание золота в питании (составляет примерно половину
исходного питания) гравитационного цикла, показанного на
рис. 24.2, обычно раз в 10 выше, чем в исходном питании.
Для дальнейшего увеличения содержания золота в питании
основных концентрационных аппаратов, в принципе, можнб
использовать только гидроциклоны (см. гл. 9) [5], однако та-
кой способ в промышленности почти не используют.
Показатели работы цикла гравитационной концентрации
приведены в табл. 24.1 [5].
Железо в результате измельчения и пирит имеют тенден-
цию аккумулироваться в питании первичного концентратора,
так как их удаляют при перечистке или при вторичной концен-
трации. Один способ преодоления этой проблемы — возвраще-
ние хвостов вторичного концентратора в зумпф первичной кон-
центрации, что обеспечивает их дальнейшее измельчение и
возможность выделения из цикла со сливом вторичного гидро-
циклона.
480
Трехстадиальный цикл измельчения можно использовать
для обработки хвостов вторичного концентратора. В первич-
ный и вторичный концентраторы добавляется много воды, что
требует обезвоживания в гидроциклонах этих потоков перед
измельчением. Слив обезвоживающего гидроциклона и про-
дукт III стадии измельчения, которые имеют более высокое со-
держание, чем питание вторичных гидроциклонов, могут быть
возвращены в зумпф мельницы II стадии.
Стоимость. Оценка гравитационной концентрации, приме-
няемой в цикле измельчения руды, добытой подземным спосо-
бом, которая была проведена фирмой «Америкен корпорейшн»
в 1981 г. [18], показала, что удельные капитальные затраты на
барабанный концентратор Джонсона и ленточный концентра-
тор составляют примерно 36 центов на 1 т руды. Вместе с за-
тратами на цианирование (55 цент/т руды) они составляют
91 цент/т руды.
Эксплуатационные расходы на цианирование непостоянны.
Общие удельные эксплуатационные расходы на концентрацию
и амальгамацию составляют около 4 цент/т руды, из них
1 цент расходуется на оплату труда и 1,6 цента — на дополни-
тельные испытания и обслуживание.
Удельные капитальные затраты на дополнительное аэриро-
вание в пачуках в течение 18 ч составляют 40 цент/т, эксплуа-
тационные— 6 цент/т. Соответствующие расходы на механиче-
ское перемешивание в чанах составляют 20 и 1,8 цент/т.
Компенсировать затраты на установку гравитационно-кон-
центрационного цикла может дополнительное извлечение зо-
лота. Источники потенциальных потерь золота известны.
Это — крупное золото, которое выщелачивается медленно, и
растворимое золото. Эти потери могут быть сокращены умень-
шением количества золота, поступающего в чаны для цианиро-
вания. Потери растворимого золота зависят от состояния
фильтров и содержания ультратонкого материала.
Извлечение 50 % золота в гравитационном цикле может
уменьшить потери растворимого золота на 0,6—0,3%. При-
быль от сберегаемого зелота очевидно является функцией ка-
чества исходного материала, и гравитационное обогащение
обычно используют для продуктов с высоким содержанием.
Повышение извлечения золота на 0,3 % для руды, содержа-
щей 8 г/т золота, дает прибыль 30 цент/т (при цене за золото
400 долл, за унцию).
Гравитационные процессы позволяют обогащать упорное
золото (золото в пирите, уранините, золотые примазки) в спе-
циальном цикле перед экстракцией. И хотя другие процессы
могут быть более эффективны, гравитационные процессы от-
носительно дешевы и экономически выгодны, особенно при
низком содержании серы. В таких случаях предварительное
16 Заказ № 1987 481
гравитационное обогащение с последующей флотацией неболь-
шого объема наиболее предпочтительно.
Переработка золота в Канаде. В Канаде производят золота
на 10 % меньше, чем в ЮАР, тем не менее она занимает вто-
рое место в капиталистических странах. Основные районы, где
действуют золотые рудники — северо-запад, провинции Квебек
и Онтарио.
Методы обработки. Разнообразие процессов, применяемых
для обработки золотосодержащих руд Канады, включая гра-
витационную концентрацию, флотацию и цианирование, опре-
деляется минеральным составом руды, в зависимости от кото-
рого применяют или один, или сразу несколько методов. Там,
где имеется золото в экономически выгодных количествах (от-
носительно крупное свободное), применяют гравитационные
процессы в комплексе с другими или непосредственно после
цикла измельчения. Там, где золото находится в ассоциации
с сульфидами, применяют предварительную концентрацию
сульфидов с флотацией и с последующим тонким доизмельче-
нием и цианированием флотационного концентрата. Если золото
мелкое и находится в свободном виде или ассоциированно
с сульфидами, то применяют цианирование всей руды, воз-
можно, с предшествующей гравитационной концентрацией.
Гравитационное обогащение. Плоские концентра-
ционные столы и концентраторы Джонсона, получившие рас-
пространение в ЮАР, в Канаде не применяют. Основное
гравитационное оборудование, применяемое на фабриках Ка-
нады,— отсадочные машины. Отсадочные машины Денвер рас-
полагают по одной или секциями. Черновой концентрат
отсадочной машины затем доводят отсадкой, концентрацией
на столах или другими процессами.
На обогатительной фабрике «Памоур Паркьюпайн»,
принадлежащей фирме «Шумахер дивайзн», одной из старей-
ших золотых фабрик в Канаде, двухстадиальная отсадка пред-
шествует флотации и цианированию (рис. 24.3) [15].
Первая стадия измельчения осуществляется в трубчатой
мельнице 1 размером 1,5X4,9 м, разгрузка которой поступает
в секцию из трех отсадочных машин «Пан Американ» 2 с до-
водкой чернового концентрата на одной отсадочной машине
Денвер 3. Концентрат направляют на рафинирование золота.
Хвосты первичной отсадки направляют на доизмельчение и от-
туда на медную флотацию. Хвосты перечисткой отсадки, объ-
единенные с коллективным сульфидным концентратом, доиз-
мельчают и направляют в секцию цианирования.
На обогатительной фабрике «Доум», которая расширена
недавно до производственной мощности 3000 т/сут [7], гравита-
ционная концентрация предшествует цианированию (рис. 24.4).
Дробленую руду измельчают в стержневой мельнице 1 разме-
482
Рис. 24.3. Схема цепи аппаратов
гравитационной секции обогати-
тельной фабрики «Памоур Пар-
кьюпайн» [15]:
/ — трубчатая мельница; 2 — отсадоч-
ные машины фирмы «Пан Американ»;
3 — отсадочная машина Денвер; 4 —
гидроцнклон; 5 — трубчатые мельницы
Рис. 24.4. Схема цепи аппаратов гра-
витационной секции обогатительной
фабрики «Доум»:
/ — стержневая мельница; 2 — классифика-
ция I в гидроциклоне; 3 — отсадочная ма-
шина Денвер; 4 — концентрационный стол;
5 —гидроцнклон; 6 — шаровая мельница
ром 3,2X6,1 м и классифицируют в гидроциклоне 2 диаметром
500 мм, слив которого направляют на цианирование. Пески
гидроциклона 2 направляют на отсадку в секцию из четырех
отсадочных машин Денвер 3, концентрат которых доводят на
одном качающемся концентрационном столе 4 Дайстера, про-
изводящем конечный концентрат, направляемый на рафиниро-
вание золота. Хвосты гравитационного цикла после классифи-
кации в гидроциклоне 5 доизмельчают в шаровой мельнице 6,
работающей в замкнутом цикле с первичным гидроциклоном.
Цикл на фабрике «Доум», по сравнению с применяемым на
фабриках ЮАР, позволяет не только сокращать объем мате-
риала, подаваемого на отсадку, но и осуществлять предвари-
тельную концентрацию.
Разработка золотых россыпей. Золотоносные россыпи — ал-
лювиальные месторождения, состоящие из гали, песка, шла-
мов и содержащие некоторые ценные минералы, пригодные
для промышленного использования.
В россыпях Северной Америки основная составная часть —
крупнозернистый материал, который можно классифицировать
как гравий (2—20 мм), камни (20—200 мм) и галю (более
200 мм). Распределение этого материала по крупности зависит
от метода отложения (осадка), определяющего форму части-
чек. Эти крупные фракции редко представляют собой какую-
либо ценность; однако многие предприятия направляют этот
материал на шлюзы вместе с тонким материалом.
16* 483
Материал крупностью менее 2 мм — незначительная состав-
ная часть россыпей, но содержит весь ценный продукт. Кварц —
преобладающий минерал в этом классе, хотя черные пески по-
стоянно сопровождают золотые россыпи. Основная составляю-
щая часть черных песков — магнетит; в незначительных коли-
чествах содержатся ильменит, рутил, монацит, хромит i; иногда
вольфрамит, шеелит или касситерит.
Содержание золота обычно выражается в частях на мил-
лион (промилле); размер зерен может изменяться от само-
родка до крапинки. К крупнозернистому золоту относят ча-
стицы крупнее 1,65 мм (10 меш), к тонкому—крупнее 0,4 мм
(40 меш), к очень тонкому—мельче 0,4 мм [8].
Частицы золота могут быть круглыми, угловатыми или пла-
стинчатыми.
Методы переработки россыпей могут быть как простыми,
так н относительно сложными; однако не изменяется основной
метод переработки россыпей — гравитационный.
Практика переработки россыпей в Северной Америке. В Се-
верной Америке на большинстве месторождений золото извле-
кают на шлюзах (см. гл. 11). Большинство установок—неболь-
шие стационарные наземные секции, незначительная часть зо-
лота производится на драгах.
Обогащению на шлюзах может предшествовать разделение
на барабанных или вибрационных грохотах для удаления круп-
ного гравия и горной породы; замкнутая классификация для по-
вышения извлечения тонкого золота применяется редко. Черно-
вой концентрат собирают из шлюза вручную с помощью ров-
ного потока воды, предварительно промыв шлюз и удалив из
него рифли.
Оставшийся легкий материал удаляют; концентраты, вымы-
тые из шлюзов, доводят различными методами, включая магнит-
ную сепарацию, амальгамацию и промывку на лотке [21].
В последние годы замечено, что имеются значительные по-
тери тонкого золота на фабриках, перерабатывающих простые
россыпи; редко извлекается золото мельче 100 мкм. Поэтому
были предприняты некоторые попытки для повышения общего
извлечения золота установкой специальных аппаратов, предна-
значенных для извлечения тонкого золота.
Это могут быть просто последовательные шлюзы с рифлями
различной формы, обрабатывающие классифицированный по
крупности материал; однако все большее распространение по-
лучают винтовые сепараторы, отсадочные машины и центробеж-
ные аппараты.
Из последних разработок можно назвать центробежный
амальгаматор Джилкеу [9], гидростатический концентратор
Кнельсона (см. гл. 17), наиболее подходящие для извлечения
золота мельче 10 мкм.
484 .‘
В качестве альтернативы гравитационному обогащению
предлагается [22] флотация для первичной переработки тонкого
золота с последующей магнитогидростатической сепарацией
(см. гл. 17) для перечистки.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Adamson, R. J. (1972). Gold Metallurgy in South Africa. Johannesburg,
Chamber of Mines of S. A.
2. Agricola, G. (1556). De Re Metallica. Trans Hoover HC and Hoover
LH, Dover Publications, N. Y. 1950 Book XIII.
3. Anon (1954). Anglo American Belt Concentrator. Optima 4 No 3,
35-6.
4. Anon (1982). Profiles of Gold Mining. Eng. and Min. J Nov 78—
89.
5. Bath, M. D., Duncan A. J. and Rudolph, E. R. (1973). Some Factors
Influencing Gold Recovery bv Gravity Concentration. J. Afr. Inst. Min. and
Metall. 73 No. 11 June 363—378.
6. Brittan, M. I. and Van Vuuren, E. J. J. (1973). Computer analysis,
modelling and optimization of gold recovery plants of the Anglo American
Group. J. Afr. Inst. Min. and Metall. 73 Feb. 211—222.
7. Colquhoun. R. H_ ((1984). Expansion of Crushing and Milling Faci-
lities of Dome Mines Limited. Papei presented at 16th Annual Canadian
Miner. Proc. Conf. Ottawa Jan. 20 pp.
8. Cook, D. J. (1954). Gold Recovery in a Sluice Box. Eng. of Mines
Thesis Univ, of Alaska (Unpublished).
9. Cook, D. J. (1979). Centrifugal force in gold recovery systems. Conf,
on Alaskan Placer Mining MIRL Report 43 Fairbanks, Alaska 42—53.
10. Dominey, E. T. and Others (1970). Pyrite Recovery by Jigs at Durban
Roodepoort Deep Ltd. Special Edition on Recovery of Pyrite. J. S. Afr. Inst.
Min. and Metall. 70 Jan. 199—203.
11. Forbes, J. E. (1970). J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 70 Jan. 204.
12. Guest, R. K. (1975). The Recovery of Pyrite from Witwatersrand
Ores. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. Oct. 103—105.
13. Guest, R. N. (1982). Reichert Cones for Witwatersrand Golad Ores.
J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 82 August 227—232.
14. Johnson, E. J. (1927) Concentration and Selective Regrinding. J.
Chem. Met. and Min. Soc. S. Afr. April 215—220.
15. Johnson, E. W., Adamson, A. A. and Docherty, D. (1977). Pamour
Porcupine Mines, Limited; Schumacher. In Pickett, D. E. (Ed.). Milling Prac-
tice in Canada. CIM Special Vol. 16 69—73.
16. DeKok, S. K. and Lloyd, P. J. D. (1982). Advances in metallurgical
equipment in South African gold — recovery plants. 12th CMMI 2 S. Afr.
Inst. Min. and Metall. 527—538.
17. Lloyd, P. J. D. (1982). Trends in Gold Production Technology. Me-
tal Bull. Monthly Dec. 7—13.
18. Loveday, В. K. and Forbes, J. E. (1982). Some considerations in
the use of gravity concentration for the recovery of gold. J. S. Afr. Inst.
Min. and Metall. 82 May 121—124.
19. McLean, J. (1975). Reichert Cone Gravity Concentration Pilot Plant.
J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. Oct. 95—97.
20. Pliny, С. P. S. (c70). Natural History Book 33, 21.
21. Thomas, J. and Anderson, T. (1979). Clean-up Procedures. Conf, on
Alaskan Placer Mining MIRL Report 43, Fairbanks, Alaska 54—5.
22. Wang, W. and Poling, G. W. (1981). Methods for Recovering fine
placer gold. Paper presented to 6th Annual District 6 Meeting Can. Inst.
Min. and Metall. Victoria 39 pp.
485
23. Zadkin, T. (1954). The Rand Leases Plane Table. J. Chem Met. Min.
Soc. S. A. 54 292—298.
24. Обогащение золотосодержащих песков и конгломератов/О. В. Замятин,
А. Г. Лопатин, Н. П. Санникова, А. Д. Чугунов. М., Недра, 1975. _
Глава 25
ОБОГАЩЕНИЕ ТЯЖЕЛЫХ ОКИСЛЕННЫХ МЕТАЛЛОВ
Большинство минералов, описанных в предыдущих главах
(включая золото), имеют низкую стоимость, в результате ак-
цент делается на крупномасштабные добычу и переработку
(производственную мощность, обогатительной фабрики) и
объем выпускаемого концентрата. Оксиды металлов (олово,
вольфрам, тантал, колумбит, (ниобий)—минералы, имеющие
высокую стойкость, их ежегодное производство относительно
мало (их извлекают, в основном, из мелких месторождений).
Ежегодно в капиталистических странах производят примерно
200 тыс. т олова. Почти 2/з этого производства приходится на
Юго-Восточную Азию (в основном Малайзия, Индонезия и
Таиланд), где имеются аллювиальные месторождения (россыпи)
с низким содержанием олова, разрабатываемые с прмощью вы-
сокопроизводительных драг и землесосных установок неболь-
шой производительности. На долю Боливии, Австралии и Бра-
зилии приходится 20 % общего производства олова [5].
Корнуолл (Великобритания)—один из основных мировых
источников олова, на его долю приходится около 2 % его миро-
вого производства.
Вольфрам производят в год примерно 50 тыс. т.
Ежегодное производство ниобия и тантала составляет соот-
ветственно в среднем 10000 и 1300 т. На долю Бразилии при-
ходится примерно 75 %; ниобий и тантал там получают на двух
предприятиях. Свыше половины тантала извлекают в качестве
побочного продукта при металлургической переработке олова.
Производительность, содержание в рудах, концентратах. Пе-
ред изложением технических аспектов концентрации окислен-
ных минералов приведем некоторые статистические данные.
В Юго-Восточной Азии на установках, перерабатывающих
аллювиальные месторождения, может перерабатываться свыше
1000 т/ч; предприятия, перерабатывающие рудные жилы, и
шлюзовые установки имеют невысокую производительность —
100—200 т/сут. . '
Содержание полезных компонентов в рудах месторождений s , - л
жильного типа, %
Руда:
оловянная ................
вольфрамовая .............
колумбитовая .............
'.•V танталовая..................
486
0,25—1,5 Sn
0,2—1,5 WO3
0,3—0,8 (Nb, Та)2О6 '
0,05—0,15Ta2Os .
ТАБЛИЦА 25.1
Фабрики, применяющие гравитационную концентрацию
Фабрика Страна Концентрат Производи- тельность, тыс. т/год Содержание» ценного компонента в руде, %
«Катави» Боливия Sn 3 500 0,3
«Дживор Тпн» Корнуолл, Великобритания Sn 210 0,7
«Ренисон» Австралия Sn 850 1,2
«Роубург» Южная Африка Sn 252 0,64
«Танко» Канада Ta2O5 250 0,11
«Улудэг» Турция WO8 550 0,5
«Ксихьяшан» КНР , . . WO3 1 000 0.25
«Клаймакс» США WO3 13 000 Н. д.
«Кид Крик» Канада Sn 3 500 0,1
Содержание ценного компонента в перерабатываемой руде
влияет на большое число факторов, но основным является то,
что бедные руды перерабатывают на фабриках большой произ-
водственной мощности, а богатые—на маленьких установках.
Качество руды, при котором разработка месторождения может
быть рентабельна, должно определяться общей экономикой
страны и инвестиционной политикой.
Показатели работы некоторых гравитационных фабрик
приведены в табл. 25.1. Некоторые предприятия являются уста-
новками для побочной переработки, привязанные к крупным
обогатительным фабрикам, перерабатывающим сульфидные
руды. В таких случаях содержание компонента в руде может
быть относительно низким, но экономически выгодным. При-
меры: вольфрамовая обогатительная фабрика «Клаймакс»
в США и оловянная обогатительная фабрика «Кид Крик»
в Канаде.
Аспекты минералогии. Основным оловянным минералом яв-
ляется касситерит, несмотря на то, что имеются различные дру-
гие оловосодержащие минералы в небольших количествах
(станнин, франкеит, варламовит и др.). Они содержатся в не-
больших количествах в ассоциации с касситеритом и должны
быть идентифицированы при разработке экономного процесса
извлечения олова, иначе они могут стать нежелательной при-
месью в конечных концентратах. В Малайзии и Таиланде ча-
стички касситерита могут содержать включения тантала
в форме тапиолита или танталита, которые аккумулируются
в шлаке в процессе металлургической переработки и являются
важным источником тантала. Олово иногда также ассоцииру-
ется с отдельными минералами тантала и ниобия (месторожде-
487
ния Малайзии и Нигерии) и с вольфрамитом (месторождения
Боливии).
В некоторых месторождениях Малайзии и Австралии име-
ются зоны станнина, расположенные над зонами касситерита.
Касситерит обычно немагнитен, но в Нигерии и Малайзии из-
вестны разновидности магнитного касситерита, одна из кото-
рых— ферромагнитная разновидность, теряющая магнитные
свойства при нагревании; такой касситерит часто встречается
в тесной ассоциации с железными рудами. Касситерит пара-
магнитного типа не теряет магнитных свойств при нагрева-
нии и часто встречается в ассоциации с колумбитом и тан-
талитом.
Наибольшая часть примесей, присутствующих в этих мине-
ралах, находится в виде твердых растворов или заполняет пу-
стоты размером несколько микрометров. Например, имеются
тесные ассоциации касситерита с сульфидными минералами, та-
кими, как пирит, пирротин и арсенопирит. Сульфиды сурьмы и
висмута встречаются в Боливии и в некоторых австралийских
месторождениях. Сидерит БеСОз часто ассоциируется с касси-
теритом и некоторыми вольфрамитовыми рудами.
Основной источник вольфрама — вольфрамитовая группа ми-
нералов и шеелит. Ферберит, вольфрамит и гюбнерит — изо-
морфные разновидности, в которых железо и марганец могут
замещать друг друга в молекуле. В общем, если содержание
MnWO4 выше 20 %, то минерал идентифицируют как гюбнерит,
если меньше 20 % —то ферберит. Вольфрамит является минера-
лом, имеющим промежуточный состав между этими двумя, и
наиболее часто встречаемым в природе. Слабые магнитные
свойства этих минералов меняются в зависимости от содержа-
ния железа. Они часто ассоциируются с касситеритом и иногда
с шеелитом, а также такими сульфидами, как пирит, пирротин,
арсенопирит и лоллингит. Вольфрамит — крайне хрупкий мине-
рал и легко разрушается (ломается) в слюдоподобные пла-
стины.
Шеелит иногда содержит молибден или в составе структуры
минерала, или как минерал повеллит. Это очень важно знать
при полном химическом анализе, так как содержание молиб-
дена в шеелитовом концентрате наряду с другими примесями
значительно снижает его стоимость при продаже. Другие воль-
фрамовые минералы не имеют экономического значения. Ассо-
циированные или содержащиеся в рудных породах минералы
также важны при разработке процесса обработки. Например,
турмалин, имеющий плотность 3100 кг/м3, представляет боль-
шую проблему. При использовании оборудования, производя-
щего промпродукт, он накапливается в избытке и перегружает
оборудование и снижает как качество концентрата, так и из-
влечение.
488
Полный минералогический анализ хорошей представитель-
ной пробы из месторождения — неотъемлемая предварительная
стадия. Минералогический анализ руд в дополнение к иденти-
фикации минералов устанавливает крупность всех экономически
важных минералов и породы, так же как и вкрапленность, рас-
пределение и степень раскрытия каждого из этих минералов
(см. раздел I). Неважно, содержит руда 20 или более различ-
ных минералов, и из нескольких минералов, представляющих
экономический интерес, хотя бы один должен оправдывать раз-
делительный процесс, если остальные являются нежелательными
примесями или побочными продуктами, или и то и другое. На-
пример, на руднике Тсумеб в Намибии было идентифицировано
свыше 130 различных минералов, на Танко (Канада) —
свыше 80.
В дополнение к этому необходимо помнить, что минералы —
не химические соединения и их состав в разных месторожде-
ниях, а иногда в пределах одного месторождения значительно
меняется, так же как и их физические и химические свойства и
содержание примесей.
Переработка руды. В каждом месторождении ассортимент
минералов и их ассоциаций различен и даже при большом сход-
стве в оборудовании, применяемом для переработки этих руд,
детали технологической схемы, число, тип и размер обору-
дования, а также фактические условия и результаты перера-
ботки значительно отличаются на разных фабриках.
Технологическая схема процесса должна быть тщательно
разработана для каждой руды на основании всестороннего ми-
нералогического анализа и обширных лабораторных и опытно-
промышленных исследований с использованием представитель-
ных проб. Измельчение, процесс первичной гравитационной
сепарации и метод перечистки концентрата требуют очень вни-
мательного изучения (см. гл. 2).
Изменчивость рудного тела также должна приниматься во
внимание при расчете количественной технологической схемы
и для этого требуются испытания проб с различных уровней
рудного тела месторождения. Основная слабость проектов мно-
гих гравитационных фабрик—-недостаточное исследование ха-
рактеристик руды и их изменения по всему месторождению,
а также нереальные или некомплектные испытания проб.
Принципиальная схема процесса переработки окисленных
руд показана на рис. 25.1.
“уду обычно дробят в две или три стадии до крупности
15—20 мм в замкнутом цикле в последней стадии. Обычно су-
ществуют экономические или практические причины, которые
не позволяют дробить руду мельче 10 мм, такие, как высокое
содержание влаги или глины, или и то и другое, даже если
меньшая крупность благоприятна для лучшего раскрытия и
489
ДроБление
Т~ '
Складирование . Ч- j ; .’>ц.
I Ct- ’ .л
Грохочение
ОВогтцение В тяжелых суспензиях
Складирование • Хвосты 8 <т8ал>
Измельчение
Флотация сульфидов
Классифакация
Пески у
Основная концентрация
I Слив
ОВесисламлиВание
ют
Перечистная концентрация
Хвосты
* Хвосты
Доизмельчение
ОБагащение промпродукта
Концентрат
с Высоким
содержанием
металла
Гравитационное овагаще-,
ние или флотация .
Концентрат ’*
с низким ,
содержанием
металла
Jl Хвосты Концентрат 1_
Рис. 25.1. Принципиальная схема обработки руд
последующего измельчения. В таких случаях требуется включе-
ние циклов промывки, в том числе в скрубберах, и отделения
первичных шламов.
Дробленую руду складируют в бункерах перед обогатитель-
ной фабрикой, обеспечивающих гибкую работу рудника; подъ-
емная система руды и дробильная установка могут функцио-
нировать в течение 2 смен в сутки и 5 или 6 дней в неделю.
Вместимость склада руды может быть высокой и составлять
двух-—трехсуточную производственную мощность обогатитель-
490
ной фабрики, в зависимости от подземного склада и расписания
работы рудника.
Для удаления пустой породы и (или) предварительной се-
парации крупных свободных ценных частиц могут быть установ-
лены отсадочные машины или тяжелосредные сепараторы для
дробленой руды. Полное мокрое грохочение для удаления шла-
мов необходимо для обеспечения хорошей работы установки
предварительной концентрации.
Предварительная концентрация способствует однородности
питания, подаваемого на основную обогатительную фабрику и
позволяет избегать высоких расходов, которые неизбежны при
переработке больших объемов руды с низким содержанием цен-
ного компонента. Капитальные и эксплуатационные расходы на
последующие процессы (измельчение, концентрация и перечист-
ные стадии) таким образом сокращаются. Предварительная кон-
центрация позволяет получать конечные хвосты и обогащенный
продукт для дальнейшей переработки, который обычно склади-
руют в бункере перед циклом первичного измельчения. Шламы,
получаемые в процессе предварительной концентрации, направ-
ляют непосредственно в цикл первичного измельчения.
В цикле первичного измельчения устанавливают стержне-
вые или шаровые мельницы, работающие в открытом или замк-
нутом цикле с мокрыми вибрационными грохотами или гидро-
циклонами. Руду или предварительно обогащенный продукт
классифицируют на грохотах перед измельчением; в мельницы
направляют только надрешетный продукт. Разгрузку мельниц
направляют на дальнейшую переработку в секцию из отсадоч-
ных машин или винтовых сепараторов для выделения свобод-
ных ценных минералов, а хвосты этой секции возвращают на
доизмельчение (в эту же мельницу или в другую).
В открытом цикле измельчения следует предусматривать
одну или несколько стадий доизмельчения промпродуктов и про-
межуточное извлечение раскрытых ценных компонентов на кон-
центрационных столах, конусах или винтовых сепараторах. При
всех разнообразиях схем переработки циклы классификации
(грохочения) имеют наибольшее значение для общего извле-
чения.
Окисленные минералы тяжелых металлов обычно хрупкие
(и очень хрупкие), поэтому переизмельчение ценных компонен-
тов в руде в плохо работающих циклах измельчения и класси-
фикации— одна из основных причин потерь в гравитационных
процессах.
Замкнутый цикл измельчения, применяемый для шаровых
мельниц с разгрузкой через решетку, имеющих высокую цирку-
лирующую нагрузку, с эффективной, подходящей классифика-
цией, позволяет минимизировать переизмельчение ценных ком-
понентов. В замкнутых циклах измельчения грохота предпочти-
491
тельнее механических классификаторов или гидроциклонов, так
как последние имеют тенденцию возвращать тонкие фракции
в цикл измельчения (см. гл. 8).
Если содержание сульфидов в руде велико, то они должны
быть удалены перед гравитационным обогащением флотацией
из-за их влияния на гравитационный процесс. Гравитационная
концентрация на столах или винтовых сепараторах тогда дол-
жна сочетаться с хорошей гидравлической классификацией пе-
ред столами и грохочением перед винтовой сепарацией.
Винтовые сепараторы или песковые столы могут быть ис-
пользованы для материала крупностью до 75 мкм. Для мате-
риала мельче 30—40 мкм используют столы для тонких песков
и шламовые столы.
Обесшламленный материал крупностью —30 (—40) мкм
можно перерабатывать на специальном гравитационном обо-
рудовании, таком, как сепараторы Бартлез-Мозли, концентра-
тор Кроссбелт или ваннеры (качающиеся сотрясательные).
В качестве альтернативы может быть использована контроль-
ная флотация.
Для перечистки концентрата может быть принята дальней-
шая гравитационная концентрация, магнитная или электроста-
тическая сепарация, выщелачивание или другие процессы (от-
дельные или в комбинации) для достижения оптимального со-
держания ценного компонента в концентрате.
Первичная обработка песков аллювиальных месторождений
очень проста,- основное внимание при исследованиях уделяют
прибрежной переработке на вторичных установках (шедах)
чернового концентрата (см. гл. 27).
Усовершенствование установок. По сравнению с фабриками,
перерабатывающими сульфидные руды, на которых извлечение
составляет 85—95 %, обработка руд окисленных минералов от-
носительно неэффективна. На одной из наиболее эффективных-
гравитационных фабрик «Дживор» в Корнуолле достигают из-
влечения олова немногим более 80%. Извлечение тантала на
фабрике «Танко» составляет 70 %; среднее извлечение олова на
оловянных фабриках Боливии — 55—60 %.
Повышение извлечения не только увеличивает выпуск гото-
вой продукции, но также позволяет сделать выгодной перера-
ботку руды с низким содержанием ценного компонента, а сле-
довательно, увеличить срок эксплуатации рудника и фабрики.
Какие причины сравнительно низкого (умеренного) извлечения
даже на лучших фабриках? Основные потери обычно связаны
со шламами крупностью —10 (—20) мкм, которые могут быть
эффективно переработаны гравитационными методами или фло-
тацией. Эти шламы, получаемые при переработке хрупких ча-
стиц минералов, ухудшают процесс из-за высокой плот-
ности. ........... ......
492
Обычно незначительное внимание уделяют переизмельчению
при горных работах, а это может быть важным для последую-
щей переработки на обогатительной фабрике, особенно, если
ценный компонент содержится в крупных кусках. Например,
на многих мелких боливийских оловянных и вольфрамовых руд-
никах получают частично ломкие породы при взрывной добыче.
Переизмельчение наблюдается как при первичном измель-
чении, так и в циклах доизмельчения промпродуктов и кон-
центрата.
Известно много способов снижения содержания шламов:
дробление руды до —6 мм, если возможно, перед измельче-
нием;
грохочение и раздельное измельчение двух или нескольких
классов крупности с многократными стадиями измельчения;
применение шаровых мельниц небольшой длины с разгруз-
кой через решетку, вращающихся с невысокой частотой, с акку-
ратно наложенной футеровкой, шарами соответствующих раз-
меров;
измельчение в открытом цикле с грохочением питания мель-
ницы для удаления материала крупностью —0,5 мм;
применение мокрых вибрационных шаровых мельниц для
промежуточного доизмельчения, в которых энергия разруше-
ния и, таким образом, степень измельчения лучше контролиру-
ются;
улучшение оперативного контроля цикла измельчения ис-
пользованием простых, но эффективных систем контроля и ин-
струментов для измерения плотности пульпы и потока, контроля
сорта руды (содержания ценного в питании) и расхода добав-
ляемой воды; сгущение и контроль массы питания и плот-
ности промежуточного питания в цикле доизмельчения.
При выборе цикла первичного измельчения также учитыва-
ются требования по производительности, степени измельчения
и крупности продукта, минимизации затрат при максимальном
раскрытии зерен и минимальном переизмельчении. Гидроцик-
лоны нельзя применять для классификации в цикле первичного
измельчения, так как в этом случае даже раскрытые тяжелые
и хрупкие частицы, поступая в пески, возвращаются в мель-
ницу.
Гидроциклоны можно эффективно использовать для конт-
роля плотности и расхода потока в сочетании с грохотами, на
которых обрабатывают пески гидроциклонов перед их измель-
чением или обесшламливают питание отсадочных машин, сто-
лов, винтовых сепараторов или конусов, используемых, напри-
мер, для удаления раскрытых при измельчении минералов.
Подготовка питания. Эффективная классификация
или грохочение дробленой руды перед обработкой в гравитаци-
онном оборудовании — необходимое требование для достижения
493
оптимальных показателей работы. Использование гидрокласси-
фикатора (см. гл. 8) позволяет эффективно удалять шламы,
а также узкоклассифицировать материал перед обработкой;
гидроциклопы неспособны к такой эффективной классификации
крупного и средней крупности материала. Разделение на узкие
классы на грохотах применяют редко в связи с высокой стои-
мостью. При использовании в гравитационных циклах грохоты
обычно лучше подходят для грубой классификации обесшлам-
ленных продуктов на ширококлассифицированное питание или
для удаления случайно попавших в слив циклона крупных
частиц.
Выбор типа грохота очень важен. Например, при обработке
слюдистых руд использование широких грохотов с клиновид-
ными отверстиями может привести к потере с нижним продук-
том крупных пластинок слюды. В этом случае особенно затруд-
няется концентрация на столе, где слюда может «запрудить»
промпродуктовую полосу, снизив эффективность обогащения.
Грохоты CTS или Деррик с отверстиями квадратной формы
предпочтительнее в этом случае.
Клиновидные грохоты, установленные в серии с грохотами
с квадратными отверстиями, позволяют выделять слюду, повы-
шая таким образом производительность и эффективность фаб-
рики.
Для тонкой классификации материала крупностью менее
70 мкм используют гидроциклоны.
Проблемы, связанные с промпродуктами. Одна
из значительных особенностей гравитационных фабрик, перера-
батывающих руды окисленных минералов,— сложности цикла,
вызываемые промпродуктами.
Повторная переработка промпродуктов обычно ограничива-
ется из-за дополнительных затрат, связанных с их доизмельче-
нием и (или) рециркуляцией.
Известны четыре источника образования промпродуктов:
частицы промежуточной плотности (турмалин, ильменит
и Др.);
свободные минералы и частицы с эквивалентными сепараци-
онными свойствами;
сростки нераскрытых частиц с промежуточной плотностью;
неэффективное разделение, вызванное плохой организацией
процесса, дефектами в конструкциях машин (аппаратов) и не-
приемлемым питанием.
Определение типа промпродуктов по приведенной классифи-
кации может служить улучшению работы фабрики, так как ука-
зывает на проблемы, которые необходимо решить. Первый тип
показывает удачную работу. Второй тип означает некачествен-
ную классификацию или слишком широкий диапазон крупности
питания. Третий тип указывает на недостаточное измельчение.
494
Четвертый — на некачественную классификацию или неквали-
фицированную, или неполную работу.
Важно помнить, что каждый промпродукт является продук-
том определенной операции. Рециркуляция или повторная обра-
ботка в той же операции может быть выгодна, если операция
была проведена неквалифицированно или неполностью. При ре-
циркуляции разделение минерала и породы вероятно будет за-
труднено.
Тем не менее рециркуляция промпродуктов применяется на
многих гравитационных фабриках. Циркулирующая нагрузка
часто очень велика. Многие гравитационные фабрики перераба-
тывают комплексные руды, поэтому масса и содержание ме-
талла в промпродуктовых потоках может значительно изме-
няться, что является более серьезной проблемой на гравитаци-
онных фабриках, чем на сульфидных флотационных фабриках.
Таким образом, промпродукты первого типа должны быть,
по возможности, удалены из цикла и каждый складирован или
обработан различными процессами. Промпродукты второго типа
должны быть доведены до требуемой крупности и разделены
гравитацией. Промпродукты третьего типа должны быть доиз-
мельчены, доведены до нужной крупности и возвращены в про-
цесс или разделены гравитационным способом в промпродук-
товом цикле. Промпродукты четвертого типа могут быть в даль-
нейшем разделены в таких же аппаратах при более точном
контроле или заменены альтернативным гравитационным про-
цессом высокой эффективности.
Продукты неизменно содержат промпродукты всех четырех
типов и метод обработки может быть выбран после окончатель-
ного изучения в этом направлении. Если удачная обработка со-
мнительна, неубедительна или неэкономична, то перед рецир-
куляцией желательно материал складировать. На многих дово-
дочных фабриках оловянный черновой концентрат складируют
для окончательной доводки.
Каждый продукт оценивают перед соединением с другим про-
дуктом из другого процесса. Потери, вероятно, будут незначи-
тельны для крупного касситерита, но тонкий касситерит тре-
бует предварительной концентрации в связи с потерями при
рециркуляции.
Технология. Изменения технологии на практике и внед-
рение нового и лучшего оборудования происходят медленно
даже в крупных и процветающих фирмах. Винтовые сепара-
торы и конусы Рейхерта, например, более выгодны с точки зре-
ния производительности и компактности, чем качающиеся кон-
центрационные столы для основной концентрации. Тем не менее,
они медленно внедряются на многих предприятиях. Неко-
торые процессы устаревают из-за увеличения ценности конеч-
ного концентрата при одновременном снижении качества
495
исходного материала во многих месторождениях. Даже очень
эффективный процесс, например обогащение в тяжелых средах,
применяют только тогда, когда грубые хвосты не могут быть
переработаны измельчением и традиционным гравитационным
обогащением.
Двухстадиальная тяжелосредная сепарация с доводкой хво-
стов I стадии исключает чрезмерные потери на фабрике легкой
фракции. Некоторые хвосты, полученные на отсадочных маши-
нах и тяжелосредных установках несколько лет назад, теперь
опробуют для определения возможности повторной перера-
ботки.
На современном оборудовании для переработки шламов (см.
гл. 15) можно эффективно проводить гравитационную концен-
трацию частиц крупностью 10 мкм и флотировать материал
крупностью —5 мкм. Однако потери ценных частиц ультратон-
кой крупности все еще значительны; усовершенствование цикла
измельчения может лишь сократить их, но не устранить пол-
ностью.
Эффективная обработка частиц крупностью —5 мкм про-
должает оставаться сомнительной; и такие процессы, как селек-
тивная флокуляция, жидкостная — жидкостная экстракция или
высокоградиентная сепарация могут обеспечить ее.
Изменение минералогии. Еще одна причина низ-
кого извлечения на фабрике—изменение характеристик руды
(содержание, твердость, состав минералов, степень раскрытия
зерен, содержание примесей, а также содержание шламов,
глины, талька и др.).
Необходимы тщательные испытания и анализы многих проб
руд для определения этих изменений, чтобы решить, перераба-
тывать ли эти продукты на проектируемой фабрике или скла-
дировать для дальнейшей добавки. Изменения в руде, когда
фабрика уже построена, могут создавать много проблем и вли-
ять на стоимость переработки.
Даже, если рудное тело относительно однородно, то случа--
ются изменения на фабрике из-за сегрегации дробленой руды .
в бункере (для тонкой руды), что может влиять на измельчи-
тельную и пропускную способность (производительность).
Немногие старые гравитационные фабрики имеют склады"
руды достаточной вместимости для смешивания (усреднения)
и подачи на фабрику руды постоянного состава. Несколько ма-
леньких бункеров с двухдневным запасом предпочтительнее од-
ного бункера большой вместимости, последний является скла-
дом, а не средством усреднения.
Если возможно, то вводят систему контроля содержания и
качества руды на руднике. Это требует кооперации между шта-
том рудника, геологами и персоналом обогатительной фабрики
с несомненной выгодой для производства.
496
Возможные изменения характеристики руды, во всяком слу-
чае, следует учитывать при проектировании фабрики, что дает
максимальную гибкость работы (процесса) и хороший контроль
каждой нитки процесса, расхода потока твердого, пульпы, объ-
ема и плотности. Бункера, чаны для переливания, обезвоживаю-
щие классификаторы или сгустители устанавливают между от-
садочными машинами и мельницами доизмельчения, перед
каждым циклом гравитации на концентрационных столах, для
промежуточных продуктов перед каждым циклом обогащения
на концентрационных столах, для промежуточных продуктов
циклов доизмельчения или повторной переработки и перед шла-
мовыми секциями, все это позволяет намного улучшить конт-
роль и гибкость схем и обеспечить лучшие результаты работы.
Эксплуатация. Плохая работа фабрики — еще одна
причина низкого извлечения. Часто фабрики проектируют без
достаточного анализа применяемых процессов. Многие гравита-
ционные аппараты (столы, винтовые сепараторы и др.) требуют
регулярной проверки для обеспечения постоянных эксплуатаци-
онных характеристик. Регулярный осмотр производят только
тогда, когда аппарат легкодоступен и обеспечена хорошая ви-
димость. Подъемы вверх или спуск вниз, трубы и желоба в не-
освещенных проходах, узкие, мокрые, темные ступеньки — при-
чины нерегулярного и поверхностного осмотра оборудования и,
в результате, плохой работы.
Достаточное пространство вокруг (над или под) оборудова-
ния позволяет легко его обслуживать или заменять крупные ча-
сти оборудования — это кажется очевидным, но тем не менее
на это смотрят «сквозь пальцы».
Контроль и испытания. Установка надежного по-
точного анализатора для непрерывного контроля ценных ми-
нералов в исходном питании и хвостах теперь возможна, так
как имеются хорошие системы контроля. Поточный анализатор
не очень эффективен в замкнутых системах на гравитацион-
ных фабриках; их в основном применяют для контроля и быст-
рого предупреждения об изменениях качества руды, а также
о механических или технологических нарушениях работы (ава-
рийный режим).
Во многих случаях имеются упорные компоненты в руде, ко-
торые мешают повышению извлечения. Это могут быть вклю-
чения тонкорассеянного касситерита в пустой породе или
в сульфидах и олово в химической ассоциации с другими мине-
ралами. Однако потери ценных частиц и низкое извлечение ча-
сто неправильно связывают с их упорным характером.
Потери в хвостах гравитационных фабрик следует опреде-
лять полным опробованием и анализом проб различными мето-
дами: ситовым, в тяжелых жидкостях, фракционным, химиче-
ским легкой и тяжелой фракций, минералогическим разделен-
497
Ж
ных продуктов. По этим основным данным можно разработать
программы для дальнейшего совершенствования процесса и
определить действительные источники потерь для их сни-
жения.
Многие маленькие фабрики и некоторые большие имеют не-
достаточное число исследователей, которые не могут эффек-
тивно обосновать потери на фабрике и в основном не знают, как
разработать эффективную программу улучшения. Некоторые
фабрики имеют адекватный пробоотбор и установки для испы-
таний. • -- .,1
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ‘‘ • ' •
1. Apian, F. F. and Parks, G. A. (1975). The state of the art and the
future of gravity concentration. In Somasundaren. P. and Fuersteneau D. W.
(Eds.) Research Needs in Mineral Processing-Proceedings of a Workshop Na-
tional Tech, Info Service USA P. B. 260—375. 125—137.
2. Bazzannella, F. L. and Weyler, P, A. (1978). Examples of gravity
concentration flowsheets. In Mular A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral
Processing Plant Design. AIME, New York, 427—444.
3. Mills, C. (1978). Process Design, Scale-up, and Plant Design for
Gravity Concentration. In Mular A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral
Processing Plant Design. AIME New York Chapter 18, 404—426.
4. Ottley, D. J. (1978). Gravity concentration design and operation de-
velopments and problems. Min. Mag. 138 Jan. 33—43.
5. Ottley, D. J. (1979), Technical, economic and other factors in the gra-
vity concentration of tin, tungsten, columbium and tantalum ores. Mineral
Sci. Eng. 11 (2) April 99—121.
Глава 26 . .
ОБОГАЩЕНИЕ КОРЕННЫХ ОЛОВЯННЫХ РУД
В ВЕЛИКОБРИТАНИИ
Истории горной промышленности Корнуолла посвящен ряд
работ [2, 7, 9, 10]. Горную промышленность Корнуолла XX в.
представляют предприятия «Дживор» и «Саут Крофти» старей-
ших рудников, сохранившихся до наших дней [8]. Продолжают
действовать предприятия по переработке старых хвостовых от- -<
валов вдоль речных откосов, таких, как Рэд Ривер [5]. В по-
следние 15 лет горная промышленность Корнуолла возрож- .
дается.
В настоящее время известны три предприятия, производящие '
около 2 % мирового производства олова (по сравнению с 35 %
100 лет назад). Каждое из них является хорошим примером
эффективной работы, сочетающей как старую, так и новую тех-
нологию в своих схемах.
Большая часть информации по предприятию «Дживор» по-
лучена из работ Лавлора; по «Саут Крофти» — из работ Уэллса
и [12]; по «Уил Джейн» — [3, 11] и Хобба; общий обзор — [1].
498
Рис. 26.1. Схема цепи аппаратов подготовительного цикла на фабрике
«Дживор»:
/ — бункер руды; 2 — грохот; 3. 6 — щековые дробилки; 4 — бункер утилизированной
руды (руда из старых отвалов); 5 — грохот; 7 — бункер дробленой руды; 8 — промы-
вочный барабан; 9 — стандартная конусная дробилка; 10, 17 — спиральные классифика-
торы; 11 — подготовительный грохот с отверстиями размером 6 мм; 12— барабанный
сепаратор Вемко; 13 — грохот для отходов; 14 — грохот для слива; /5 — короткоконус-
ная дробилка; 16 — грохот Могенсон; 18 — бункер тонкой руды вместимостью 1000 т
Обогатительная фабрика «Дживор». Наиболее долгоживу-
щее месторождение находится в округе Дживор, где олово до-
бывают свыше двух столетий под управлением фирмы, которая
ведет свое начало после объединения в 1911 г.
Месторождение Дживор представлено рудными жилами,
многие из которых проходят под морем. Новые крутые шахтные
стволы дают возможность разработки месторождения Дживор
вместе с двумя старыми рудными участками Левант и Бо-
таллак.
Процесс. Цикл переработки руды включает гравитационное
отделение, производительность которого резко подскочила
в 1978—80-х годах, а затем еще раз в 1983 г. Фабрика делится
на отделения подготовки руды, концентрации и погрузки олова.
499
Подготовительное отделение состоит из отде-
лений дробильного, классификации и тяжелосредной сепара-
ции (рис. 26.1).
В подготовительном цикле перерабатывают руду двух типов:
добытую подземным способом и старых отвалов, которую при-
возят на грузовиках. Эта руда сначала попадает на грохот,
верхний продукт которого дробят в щековых дробилках.
Дробленая руда (первичная и из старых отвалов) объединя-
ется и складируется в бункерах 7 и затем промывается в скруб-
бере 8 размером 1,5X2,7 м, оборудованном барабанным грохо-
том с отверстиями размером 11 мм. Верхний продукт промы-
вочного грохота поступает в стандартную конусную дробилку
диаметром 900 мм, а нижний продукт — в спиральный класси-
фикатор 10. Пески классификатора объединяют с дробленой
рудой и направляют в цикл тяжелосредного обогащения, кото-
рый состоит (до 1983 г.) из подготовительного грохота 11, ба-
рабанного тяжелосредного сепаратора Вемко 12 и грохотов
13, 14 (см. рис. 26.1). В этом цикле перерабатывают материал
крупностью —35 + 6 мм. Уменьшение крупности освобожден-
ного касситерита ухудшило результаты разделения в сепара-
торах Вемко, поэтому они были заменены на сепараторы Три-
фло, перерабатывающие материал крупностью —20+1,5 мм;
в этом новом цикле перерабатывают 72 % добытой руды (в ста-
ром цикле — 58%). Общий выход отходов увеличился с 30 до
39 % и соответственно уменьшился объем руды, поступающей
на дальнейшее обогащение [14].
Слив обоих спиральных классификаторов 10, 17 направляют
в цикл переработки тонкого материала.
Отделение концентрации фабрики «Дживор» —
превосходный пример эффективной, полностью гравитационной
фабрики, схема которой включает эффективную классификацию,
концентрацию на столах грубозернистого и тонкого материала
и эффективный цикл извлечения шламов (рис. 26.2) (большая
часть направляемых концентратных и хвостовых потоков пропу-
щена для ясности). Цикл предусматривает извлечение свобод- -
ного олова с последующим доизмельчением и доводкой пром-
продуктов.
Дробленая руда из бункера тонкой руды 18 вместимостью
1000 т со скоростью 18 т/ч подается в две шаровые мельницы *
Аллис Чалмерс, работающие в замкнутом цикле с грохотами
19, которые оборудованы полиуретановыми ситами с отверсти-
ями размером 0,85 мм. Верхний продукт грохота измельчают
в шаровой мельнице 20 с резиновой футеровкой и разгрузкой
через решетку. Измельченный продукт возвращают на грохоты
19. Нижний продукт грохота является питанием новой системы
классификации, внедренной на фабрике, которая включает спи- ,
ральный классификатор 21 и восьмиспиготный гидроклассифи- (
500
Рис. 26.2. Схема цепи аппаратов отделения обогащения фабрики «Дживор»
(продолжение рис. 26.1):
18— бункер тонкой руды; 19 — грохот с отверстиями размером 0,85 мм; 20 — шаровая
мельница; 21 — классификатор; 22 — восьмиспиготный гидроклассификатор; 23 — гндро-
циклон диаметром 250 мм; 24 — гндроциклон диаметром 150 мм; 25 — песковые столы;
26, 27 — столы для тонких песков; 28, 30, 33, 37— классификаторы; 29, 34. 38 — мель-
ницы доизмельчения; 31 — десятиспиготный гидроклассификатор; 32, 36, 42, 45, 48 —
с голы для обогащения тонких песков; 35 — гидроклассификатор; 39, 43, 46, 49 — сгу-
стители; 40 — гидроциклоиы диаметром 250 мм; 41 — гидроциклоны диаметром 150 мм;
44 — трехспиготный гидроклассификатор; 47, 50 — гидроциклоны диаметром 100 мм; 51,
55 — шламовые столы; 52 — сепаратор Бартлез-Мозли; 53 — рамный сепаратор Мозли;
54 — концентратор Кроссбелт
катор Стокса 22, с объединением их сливов и последующим
направлением в серию гидроциклонов 23, 24.
Все спиготные продукты перерабатывают вместе на 31 столе
Холмана 25—27. Промпродукты основных столов 25 доизмель-
чают в открытом цикле 28, 29, классифицируют в спиральном
классификаторе 30 и в десятиспиготном гидроклассификаторе
Стокса 31 и направляют в секцию из 10 столов Холмана 32 для
получения чернового концентрата и тонких песков. Промпро-
дукты этих столов также доизмельчают в открытом цикле 33,
34 и объединяют с промпродуктами столов, перерабатывающих
тонкий материал 26 и шламы 27, представляющих собой пески
гидропиклонов.
Объединенный продукт классифицируют в семиспиготном
гидроклассификаторе Стокса 35 перед концентрацией на столах
в секции из 7 столов Холмана 36 для грубозернистого мате-
риала и тонких песков. Промпродукты этих столов доизмель-
чают в открытом цикле 37, 38 перед возвращением в семиспи-
501
готный гидроклассификатор 35. Каждый из вышеописанного
промежуточного цикла доизмельчения состоит из обезвоживаю-
щего спирального или реечного классификатора и конической
шаровой мельницы. Слив классификаторов 31 и <35 поступает
в сгуститель 39 диаметром 5,5 м, пески которого направляют
в стадиальные гидроциклоны 40 и 41. Пески гидроциклонов
перерабатывают в секции из концентрационных столов 42 для
тонких песков и шламов.
Шламы дробильного отделения (слив гидроциклонов) сгу-
щают в сгустителе 43 диаметром 6,4 м, нижний продукт кото-
рого разделяют в трехспиготном гидроклассификаторе Стокса
44, продукты которого доводят на концентрационных столах
Холмана 45. Промпродукты этих двух секций столов возвра-
щают во вторичный цикл доизмельчения.
Слив сгустителей диаметром 5,5 и 6,4 м вместе со сливом
гидроциклонов 24 диаметром 150 мм направляют в сгуститель
46 диаметром 10,7 м, пески которого классифицируют в бата-
рее гидроциклонов 47 диаметром 100 мм. Пески гидроциклонов
47 концентрируют в секции из пяти столов Холмана 48 для
тонких песков, слив сгустителя диаметром 10,7 м и гидроцик-
лонов диаметром 100 мм вместе сгущают в сгустителе 49 диа-
метром 21,5 м, слив которого возвращают в оборот (в качестве
оборотной воды). Пески сгустителя 49 обесшламливают в гид-
роциклонах 50 диаметром 100 мм перед обработкой в секции
шламовых столов Холмана 51.
Хвосты столов 48 и 51 направляют на батарею сепараторов
Бартлез-Мозли 52 и изготовленных в мастерских рамных сепа-
раторов Мозли 53 (опытный образец для промышленного ис-
пользования) .
Черновые концентраты поступают в концентраторы Бартлез-
Кроссбелт 54 и на шламовые столы Холмана, установленные
параллельно.
Надо заметить, что технологическая схема фабрики
«Дживор» включает два опытных образца сепараторов Барт-
лез-Мозли и Кроссбелт, а также сепаратор Джонса и анализа-
тор Минтек — технические новшества на этой давно действую-
щей обогатительной фабрике.
Технологические показатели работы обогатительной фабрики
«Дживор» приведены в табл. 26.1.
Поставляемая продукция. В отличие от двух дру-
гих обогатительных фабрик Корнуолла «Дживор» продолжает
производить высоко-, средне- и низкокачественный концентраты.
Сортировочное отделение олова включает сульфидную флота-
цию, циклы классификации и концентрации на столах, магнит-
ные сепараторы Джонса и сушилки для получения высококаче-
ственного концентрата в этом цикле. Предполагается также
селективная флотация для извлечения меди из концентрата.
502
ТАБЛИЦА 26.1
Показатели работы обогатительной фабрики «Дживор» , %
Продукт Выход Содержание Sn Распределе- ние Sn
Концентрат первичной концентрации на столах: крупный Д' 32,3 34,0 48,4
тонкий • . 8,9 22,5 8,8
Концентрат II и III стадий обогащения на столах: крупный 34,0 15,0 22,5
тонкий •• • 10,6 27,5 12,8
Тонкий шламовый концентрат 14,2 12,0 7,5
Исходный черновой концентрат (то- 100 22,7 100
вар ное извлечение 79,6 %)
Обогатительная фабрика «Саут Крофти» — вторая из ста-
рейших фабрик Корнуолла — расположена между Гамборном и
Редрутом. Фабрика «Саут Крофти» построена в 1854 г.; фирма,
существующая в настоящее время, создана в 1906 г.
На месторождении Саут Крофти добыча ведется на протя-
жении 4,5 км, объединяя такие старые участки, как Долкоат,
Тинкрофт, Ист Пул и Крофти. Фирма «Саут Крофти» также ве-
дет работы на руднике Пендарвес, расположенном в 7 км на
юго-запад, руда из этого рудника поступает на основную фаб-
рику «Саут Крофти».
Переработка. На обогатительной фабрике «Саут Крофти»,
как и на фабрике «Дживор», недавно проведена реконструкция
с увеличением производительности и значительным упрощением
общей технологической схемы, что сделало более старую из
двух фабрик излишней.
Обогатительная фабрика «Саут Крофти» в настоящее время
состоит из двух отделений: подготовки руды и переработки.
Подготовка руды. Цикл подготовки руды на фабрике
«Саут Крофти» аналогичен фабрике «Дживор» и состоит из
стадии дробления с последующим направлением руды на тя-
желосредную сепарацию (рис. 26.3).
На фабрике «Саут Крофти» применяют в качестве аппарата
для тяжелосредной сепарации конус 14, который более пред-
почтителен, чем динамическая система, используемая на фаб-
рике «Дживор». В конусах перерабатывают материал круп-
ностью —19 + 2 мм с выделением в хвосты 40—45 % исходного
питания. Хвосты используют в качестве строительного мате-
риала.
Тонкий продукт крупностью 2 мм после подготовительного
грохота 9 классифицируют по классу 75 мкм в цикле, вклю-
503
Рис. 26.3. Схема цепи аппаратов подготовительного отделения на фабрике
«Саут Крофти»:
1 — бункер добытой руды; 2 — бункер лежалой руды; 3, 7 — грохота; 4 — гирационная
дробилка; 5 — промывочный барабан; 6 — бункер; 8 — стандартная конусная дробилка;
9 — грохот для подготовительного грохочения; 10 — гндроциклоны; И— классификатор;
12 — гидроциклоны диаметром 100 мм; 13 — столы Холмана; 14 — конус для обогаще-
ния в тяжелых средах; 15 — обезвоживающий грохот для хвостов; 16 — обезвоживаю-
щий грохот для руды; 17 — бункер руды вместимостью 3400 т
чающем гидроциклоны 10 диаметром 300 мм и спиральные
классификаторы 11.
Пески классификатора вместе с тяжелой фракцией (после
разделения в тяжелосредном конусе) направляют в бункер 17
для тонкого материала. Слив классификатора крупностью
—75 мкм обесшламливают по классу 10 мкм в батарейных
гидроциклонах 12 перед направлением на столы Холмана 13
для обогащения тонких песков.
Переработка руды. Технологическая схема фабрики
«Саут Крофти» значительно отличается от фабрики «Дживор», ,
но обе используют полностью гравитационную схему.
Схема включает стадиальное измельчение руды до.конеч-
ной крупности, необходимой для раскрытия зерен, концентра-
цию на винтовых сепараторах для извлечения чернового сво-
бодного олова, концентрацию на столах и цикл выделения кон-
центрата (рис. 26.4).
Дробленая руда из бункера мелкой руды 17 со скоростью
20 т/ч подается на измельчение в стержневую мельницу разме-
504
Рис. 26.4. Схема цепи аппаратов обогатительного отделения
фабрики «Саут Крофти» (продолжение, рис. 26.3):
18 — стержневая мельница; 19 — грохот с отверстиями размером 1 мм;
20 — магнитный сепаратор; 21 — винтовой сепаратор I; 22 — класси-
фикатор; 23 — винтовой сепаратор II; 24 — перечнстной винтовой се-
паратор; 25. 38 — обезвоживающий классификатор; 26 — шаровая мель-
ница: 27 — обезвоживающий гидроциклон; 28, 34, 37 — перечистные
столы; 29 — гидроциклоны диаметром 500 му.; 30 — гидроклассифика-
тор; 31 — гидроциклон диаметром 250 мм; 32 — гидроциклон диамет-
ром 100 мм; 33 — песковые столы; 35— столы для тонкого продукта;
36 — шламовые столы; 39 — грохот DSM; 40 — шаровая мельница; 41 —
флотация сульфидов; 42 — барабанный фильтр; 43 — сгуститель Ла-
мелла; 44 — склад оловянного концентрата
Рис. 26.5. Новое отделение винтовых сепараторов на фабрике «Саут Крофти»
ром 1,83x3,05 м со стальной футеровкой, разгрузка которой
поступает на грохот 19, установленный под углом 60°, и с от-
верстиями клиновидного сита размером 3 мм. Верхний продукт
грохота возвращается в мельницу.
Нижний продукт грохота с содержанием 80 % класса—•
90 мкм направляют в магнитный сепаратор 20 с низкой интен-
сивностью для выделения железа, случайно попавшего в про-
цесс измельчения, и далее—в новый цикл, состоящий из секций
винтовых сепараторов и измельчения (рис. 26.5).
Измельченную руду первоначально перерабатывают в бата-
рее из восьми винтовых двухзаходных сепараторов GEC 21
с шагом 444 мм, на которых получают черновой концентрат и
хвосты. Первичные хвосты винтового сепаратора разделяют
в двухспиральном классификаторе 22 с диаметром спирали
1,22 м с направлением в слив около 80 °/о материала круп-
ностью —175 мм (кварц). Классификатор выбран вместо гро-
хота или гидроциклона, так как позволяет получить максималь-
ное извлечение в цикле измельчения; грохот при разделении по
классу 175 мкм пропускает слишком много касситерита в цикл
обогащения на столах. Плотность при классификации благо-
приятствует выделению касситерита крупностью 75 мкм (эф-
фективная плотность винтового сепаратора), в то время как
раскрытие происходит при 175 мкм. Спиральный классифика-
тор также обеспечивает меньшие изменения в крупности разде-
ления, чем гидроциклон, при кратких колебаниях потока и дли-
тельном износе.
Пески классификатора 22 перерабатывают во второй бата-
рее винтовых сепараторов 23, хвосты которых обезвоживают
в классификаторе 25 и измельчают в шаровой мельнице 26 раз-
506
мерой 2,lx2,9 м с резиновой футеровкой и разгрузкой через'
решетку. Мельница работает от гидравлического двигателя
с переменной частотой вращения в замкнутом цикле со спи-
ральным классификатором 22.
Черновые концентраты первичных и вторичных винтовых се-
параторов поступают на перечистку в батарею из шести винто-
вых сепараторов GEC 24, работающих в серии с двумя обезво-
живающими гидроциклонами 27 и двумя концентрационными
песковыми столами Холмана 28, с получением конечного кон-
центрата и циркулирующего промпродукта.
Слив спирального классификатора 22 направляют в цикл,
оборудованный гидроциклонами трех серий: для тонких песков,
крупных и тонких шламов; слив последней стадии направляют
в хвосты.
Первичные гидроциклоны 29 диаметром 500 мм классифи-
цируют материал по классу 60 мкм (кварц), пески которых да-
лее классифицируют в шестиспиготном гидроклассификаторе
Стокса 30, работающем в замкнутом цикле с батареей из 21
пескового стола Холмана 33. Концентрат последних перечи-
щают на столе 34. Слив гидроциклона и гидроклассификатора
классифицируют по классу 28 мкм в трех гидроциклонах <3/
диаметром 250 мм. Пески гидроциклонов поступают на 15 сто-
лов Холмана для обогащения тонких песков <35 и один пере-
чистной стол <37. Конечная батарея гидроциклонов 32 диамет-
ром 100 мм обеспечивает получение продуктов крупностью 50 °/о
класса —10 мкм, пески которых перерабатывают на 16 шламо-
вых столах Холмана 36. Промпродукты всех столов возвраща-
ются в гидроциклон 29 диаметром 500 мм или в начало преды-
дущей стадии.
На обогатительной фабрике «Саут Крофти» получают только
один концентрат среднего качества, хотя имеются возможности
для производства раздельных концентратов — среднего и низ-
кого качества. Цикл получения концентрата довольно простой.
Концентрат обезвоживают в спиральном классификаторе 38,
который действует так же, как промежуточная емкость, так
как цикл складирования концентрата работает в течение только
одной смены из трех. Пески доизмельчают до 210 мкм в шаро-
вой мельнице 40, работающей в замкнутом цикле с дуговым
грохотом 39, и направляют на флотацию во флотокамеры 41
для удаления арсенопирита, пирита и халькопирита. Далее кон-
центрат поступает на обезвоживание до влажности 8 %
в фильтре 42. Шламовые концентраты перед фильтрованием
обезвоживают в сгустителе Ламелла 43.
Обогатительная фабрика «Уил Джейн» — одна из сравни-
тельно «новых» фабрик, которая была введена в начале 1970-х
годов. Однако фабрика «Уил Джейн» была закрыта в течение
1978—80 гг.
507
Руда очень отличается от руды других «старых» месторож-
дений. Руда комплексная с высоким содержанием сульфидов и
очень тонким оловом, что привело к слаборазвитым схемам пе-
реработки; поэтому, когда «Уил Джейн» начала работать
в 1971 г., очень незначительные из ее запасов были предвари-
тельно переработаны. Отличительная особенность рудника Уил
Джейн — он откачивает воды на 1 т добываемой руды (45 м3/т)
больше, чем любой другой рудник в мире.
Переработка. Новая обогатительная фабрика построена
на неразрабатываемой ранее территории. Дробление осущест-
вляют на поверхности; четырехэтажная обогатительная фаб-
рика расположена на склоне горы.
Комплексный состав руды определяет различный подход
к переработке, и схема включает флотацию сульфидов и кас-
ситерита (рис. 26.6).
Цикл дробления включает три стадии: I — под землей, а II
и III — на поверхности. Дробленый материал классифицируют
Рис. 26.6. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Уил Джейн»:
/ — стержневая мельница; 2, /5 — грохоты DSM; 3, 15 — шаровые мельницы; 4—‘Кон-
диционер; 5 — флотационные камеры основной и контрольной флотации сульфидов;
6 — мельница доизмельчения; 7 — селективная флотация; 8, 30 — сгустители; 9 —
фильтр; 10 — склад медно-цннкового концентрата; И — гндроциклоны диаметром
250 мм; 12 — гидроклассификатор; 13, 17 — гидроцнклоны диаметром 150 мм; 14, 19 —
столы Холмана; 18 — винтовые сепараторы; 20, 23 — классификаторы; 21 — вибрацион-
ная мельница; 22 — камеры сульфидной флотации; 24 — склад высокосортного кон-
центрата; 25 — гидроцнклоны диаметром 100 мм; 26— гидроциклоиы диаметром 50 мм;
27— флотационные камеры контрольной флотации сульфидов; 28 — флотационные ка-
меры основной и контрольной флотации олова; 29 — перечистные камеры оловянного
концентрата; 31 — фильтр; 32 — склад концентрата с низким содержанием металла
508
в спиральном классификаторе и направляют на межцикловую
флотацию сульфидов.
Дробленую руду измельчают в две стадии: I — в открытом
цикле в стержневой мельнице 1, II-—в шаровой мельнице 3
размером 2,75X2,3 м с резиновой футеровкой, работающей
в замкнутом цикле с батарей грохотов DSM 2, оборудованных
полиуретановыми проволочными ситами с клиновидными отвер-
стиями размером 0,7 мм. Нижний продукт грохотов содержит
90 % класса — 300 мкм.
Измельченную руду направляют на флотацию сульфидов
в флотокамеры 5 с использованием в качестве активатора суль-
фата меди, а в качестве собирателя — амилового ксантогената
калия; pH 5,5. Последующая селективная флотация осущест-
вляется в три стадии во флотокамерах 7 с получением пирит-
ных хвостов и медно-цинкового концентрата, обезвоживаемого
в сгустителе 8 и на фильтре 9.
Хвосты сульфидной флотации классифицируют в гидроцик-
лонах 11 диаметром 250 мм для выделения шламов. Пески гид-
роциклонов поступают в четырехспиготный гидроклассифика-
тор Стокса 12, спиготные продукты которого являются пита-
нием четырех первичных батарей песковых столов Холмана 14.
Слив гидроциклонов 13 и гидроклассификатора 12 обесшлам-
ливают в батарейных гидроциклонах 13 диаметром 150 мм,
пески которых также поступают на песковые столы Холмана
14. Песковые столы работают с возвратом промпродуктов, цель
которых—максимальное извлечение олова за один прием
в концентрат среднего качества, поступающий на металлурги-
ческую переработку.
Концентраты столов, содержащие олово и сульфиды, уплот-
няют в классификаторе 20 и доизмельчают в вибрационной
мельнице 21 перед флотацией во флотокамерах 22. Конечный
концентрат, содержащий 33 % Sn, обезвоживают в спиральном
классификаторе 23 и складируют на складе 24.
Хвосты столов 14 доизмельчают в шаровой мельнице 15, ра-
ботающей в замкнутом цикле с грохотом DSM 16. Доизмель-
ченный продукт поступает в гидроциклон 17 диаметром 150 мм,
пески которого обрабатывают в секции, состоящей из винтовых
сепараторов 18 и столов Холмана 19. Хвосты винтовых сепара-
торов и столов возвращают в мельницу доизмельчения 15.
Слив гидроциклонов 13, 17 обесшламливают в две стадии
в гидроциклонах диаметром соответственно 100 и 50 мм с по-
лучением конечного слива, содержащего 98 % класса —6 мкм.
Пески гидроциклонов направляют в цикл оловянной флотации
[4]. В этом цикле предусмотрены контрольная флотация суль-
фидов во флотокамерах 27 с последующей основной флотацией
олова во флотокамерах 28 и две стадии перечистки 29 с приме-
нением собирателя — сульфосукцивомата и депрессора — сили-
509
ТАБЛИЦА 26.2
Некоторые показатели работы фабрики «Уил Джейи»
Продукт Выход, т/ч Содержание, % Распределение, %
Sn Zn Си Sn Zn Си
Концентрат: высокого качества 3 250 37 51
низкого качества 4 230 12 -— — 22 — —
Си—Zn 26 540 — 45 2,8 — 88 92
Питание 295 000 0,8 4,6 0,27 79 88 92
ката DA 811 при pH 5,5 [13]. Флотационный концентрат обезво-
живают в сгустителе 30 и фильтре 31 и подсушивают в штабе-
лях 32.
Для контроля процесса на фабрике установлен поточный
анализатор фирмы «Амдел», анализирующий наиболее крити-
ческие потоки.
Некоторые показатели работы фабрики «Уил Джейн» при-
ведены в табл. 26.2.
Хвосты фабрики «Уил Джейн» складируют в хвостовой
дамбе на дне долины, расположенной ниже фабрики. Только
одна эта фабрика из трех в Корнуолле имеет хвостовую дамбу;
хвосты фабрики «Дживор» самотеком поступают прямо в Ат-
лантический океан, а хвосты фабрики «Саут Крофти» — вдоль
реки Рэд Ривер к Саунт Айвес Бэй на северном побережье
Корнуолла.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ ; ' . ,.'.ч
1. Апоп (1982). Metal Mining in the U. К- Min. Mag. Nov. 398—409.
2. Barton, D. B. (1967). A History of Tin Mining and Smelting in Corn-
wall. Bradford Barton Truro Cornwall 302 pp.
3. Benson, P. (1973). Wheal Jane — last of Cornwall’s fabled tin mines.
Eng. and Min. J. 174 (11) 136—138.
4. Boulter, G. N., Turner, J. F., Crowther, E. and Pantony, D. A. (1973).
Mineral Engineering and Analytical Development at Wheal Jane. 10th In-
ter. Miner. Proc. Cong. London I. M. M. 807—846.
5. Burt, R. O. (1970). Mineral Recovery from the Red River Valley,
Cornwall Cornish Inst, of Eng.
6. Lawlor, F. /. (1981). Processing Plant Expansion at Geevor Tin Mi- '
nes. Cornish Inst, of Eng.
7. Moor, C. G. (1928). Tin Mining. Pitman, London, Chapter XIII 147—
63.
8. Osborne, D, G. (1973). Mineral Processing in Cornwall. Min. Mag.
Apr. 246—264.
9. Poss, J. R. (1979). The Legacies of Cornwall: mining systems and mi-
ners. World Min. Sept. Ill—3.
10. Pryce, W. (1778). Mineralogia Cornubiensis.
11. Ruther, J. (1982). Wheal Jane Rolls on. Metal Bull. Monthly Nov.
87—89.
510
12. Wells, D. T. and Elliot, A. J. (1982). Mill Modifications at South
Crofty Ltd. Improve Throughput and Recovery. XIV Inter. Miner. Proc. Cong.
Toronto, Oct. Paper VL4, 18 pp.
13. Wells, J. A. (1977). The Development and Operation of Cassiterite
Flotation at Wheal Jane since commissioning. Paper presented at Second In-
ter. Symposium on Tin La Paz, Bolivia.
14. White, L. (1984). Cornish Tin Mining 1984 Eng. and Min. J. May
40-44.
s, •
Глава 27 ... "
ОБОГАЩЕНИЕ ОЛОВОСОДЕРЖАЩИХ ПЕСКОВ
ЮГО-ВОСТОЧНОЙ АЗИИ
Юго-Восточная Азия — ведущий в мире производитель
олова; Малайзия, Индонезия и Таиланд производят свыше 60 °/о
олова, главным образом из аллювиальных и морских место-
рождений.
В этом районе олово производилось в течение нескольких
столетий, но его крупномасштабное производство было начато
во второй половине XIX в. [24].
В 1900 г. Юго-Восточная Азия производила почти 80 %
мирового олова, эта цифра уменьшилась до 65 % в 1910 г. и ос-
тается стабильной [18].
Среди производителей олова в Юго-Восточной Азии име-
ются государственные предприятия, несколько крупных между-
народных компаний и много сотен маленьких производи-
телей.
Добыча. Два основных метода добычи аллювиальных руд:
дражный и промывочный (гидромониторами); с их помощью
перерабатывается свыше 80 % добываемых руд. К другим мето-
дам относятся промывка вручную на лотке, добыча сухими ме-
тодами или открытая разработка аллювиальных и элювиаль-
ных месторождений.
Находящиеся далеко от берега месторождения разрабаты-
вают землечерпалками или всасывающими драгами. Многие из
драг, управляемых крупными горными компаниями, являются
самостоятельными горными и обогатительными комплексами со
всем необходимым оборудованием; на расположенных далеко
от берега драгах обеспечены условия жизни рабочих бригад
[1]. Эти драги могут иметь производительность по аллювиаль-
ным пескам до 600 тыс. т в месяц или 10 млн. т/год.
Гравийные установки могут иметь различные размеры от
таких больших предприятий, как «Гопенг» [17], которое в на-
стоящее время разрабатывает открытым способом в дополне-
ние к традиционному способу до сотен небольших предприятий,
таких, как «Поу Син», которое производит менее 4 т/мес касси-
терита [3].
511
Питание
Первичная обработка на руднике
| ^Отвальные хвосты
Вторичная обработка на обогатительной фабрике
Рис. 27.1. Типичная схема
переработки аллювиальных
месторождений оловянных
РУД
Оловянный концентрат на |
Металлургическую обработку „Аманг-устаноВка”
Побочный Хвосты
) . продукт
На некоторых предприятиях традиционный способ добычи
заменяют сухим, используя непрерывную выемку экскавато-
рами с централизованной доставкой руды на первичную фаб-
рику [2, 9]. Считается, что этот метод разработки увеличивает
общую эффективность работы.
Переработка. В оловянной промышленности Юго-Восточной
Азии почти полностью применяется гравитационная технология
для обработки минералов. Несмотря на различные методы, при-
меняемые для добычи руд, и различные производственные мощ-
ности предприятий, общие схемы для обогащения руд в раз-
личных регионах совершенно схожи.
Типичная схема для переработки бедных руд, содержащих
0,01 % Sn, показана на рис. 27.1.
Недорогой, высокопроизводительный метод мокрого грави-
тационного разделения используют в I стадии процесса обога-
щения с получением низкокачественного касситеритового кон-
центрата и хвостов, содержащих в основном кварц и глину.
Другие тяжелые минералы, ассоциированные с аллювиальным
касситеритом, также извлекаются в концентрат. К тяжелым ми-
нералам, имеющим промышленное значение, относят ильме-
нит, циркон, монацит, ксенотим, струверит, золото, колумбит,
вольфрамит и шеелит. Вторичная концентрация заключается
в обработке первичного концентрата с использованием мок-
рого гравитационного разделения.
Касситерит, наиболее тяжелый минерал, извлекается в кон-
центратный продукт, содержащий 75—76 % Sn. Также полу-
чают промежуточный побочный продукт (или побочные про-
дукты), состоящие из второстепенных тяжелых минералов, и
хвосты, состоящие в основном из кварца. Касситеритовый кон-
центрат продают на плавильные предприятия, а побочный про-
дукт, известный под общим названием «аманг», складируют от-
крытым способом и периодически продают на фабрики вторич-
ной (повторной) обработки, называемых «аманг»-установками.
Первая «аманг»-установка была введена только в середине
1950-х годов для доводки небольшого количества касситерита
512
из заброшенных «аманг»-свалок промывочных предприятий. Это
совпало с истощением богатых аллювиальных оловянных ме-
сторождений в регионе и создавшейся необходимостью для про-
мывочных предприятий перераспределить капиталовложения
в смежные отрасли.
С быстрым ростом повторной обработки и квалификации
работников стали извлекать и перерабатывать другие минералы,
выделенные из побочных продуктов. Повторная обработка ми-
нералов, выделенных из побочных продуктов оловянных пред-
приятий, хорошо налажена; приблизительно 70 предприятий
повторной обработки, распределенных по всем аллювиальным
месторождениям региона, производят целый ряд минералов, ас-
социированных с касситеритом.
Первичная обработка. Первичная концентрация руд у места
расположения рудника имеет важное значение, результатом ее
неэффективности будут невосполнимые потери, если только не
полностью повторное использование рудника. Тем не менее
вследствие низкого качества руды основные химические анализы
проводятся редко, а работа фабрики на основе физических ме-
тодов анализа может быть менее эффективна.
На основе этого метода анализа, применяемого много лет,
сделано предположение, что содержание касситерита в классе
крупности —50 мкм очень мало; и поэтому для переработки
аллювиального олова в основном применяют оборудование, не-
способное извлекать материал такой крупности. Однако в ра-
боте [21] показано, что, по крайней мере, в одном аллювиаль-
ном месторождении в Малайзии приблизительно 60 % олова
имеет крупность менее 50 мкм.
Физические методы анализа также показывают преувеличен-
ное фактическое извлечение на фабрике. Некоторые предприя-
тия, которые утверждают, что достигли извлечения 100 %, нуж-
даются в повторной экономической проверке [18].
Применяют два основных метода для эффективной первич-
ной концентрации: на отсадочных машинах и в пэлонгах или
при их комбинации. На драгах большой производительности
обычно используется первый метод, в то время как на промы-
вочных предприятиях — оба.
Дражные установки. Первичная концентрация на драгах
включает грохочение, распределение, первичную и вторичную
отсадку и, в некоторых случаях, третью стадию отсадки [6, 19].
Типичная схема дражной установки показана на рис. 27.2.
Добытую руду обрабатывают в крупных вращающихся про-
мывочных грохотах диаметром 2,5—3 м и длиной до 12 м с от-
верстиями чаще всего размером 9—12 мм.
Руду, подаваемую ковшом землечерпалки прямо в промы-
вочный грохот, дезинтегрируют струей воды, подаваемой под
высоким давлением. Верхний продукт промывочного грохота,
17 Заказ № 1987
513
Питание
Концентрат
Рис. 27.2. Схема цепи ап-
паратов дражной уста-
новки:
1 — промывочный грохот; 2 —
распределитель; 3 — отсадочная
машина (основная); 4 — пере-
чистная отсадочная машина:
5 — отсадочная машина конт-
рольной отсадки
Рис. 27.3. Схема размещения прямоугольных (а) и радиальных (б) отса-
дочных машин
состоящий в основном из горной породы, гали, щебня и ком-
ков глины, разгружается в хвосты с помощью наклонного же-
лоба. Комки глины часто содержат сростки тонкого кассите-
рита, крупный касситерит также может прилипать к ним, по-
этому с ними часто теряется значительная доля касситерита.
На некоторых предприятиях устанавливают дробилки с целью
минимизации этих потерь.
Проблема равномерного распределения нижнего продукта
промывочного грохота особенно остра на дражных установках,
на которых установлены общепринятые прямоугольные отса-
дочные машины таких типов, как Бенделари, Руос, Джуба или
Пан Американ. В одной секции может быть параллельно уста-
новлено до 40 аппаратов. Очень удачна конструкция распреде-
514
лителя типа Баркер, состоящего из рассекателя с нарифле-
ниями, расположенного под вращающимся грохотом, и приспо-
собленного для сбора четырех или более приблизительно рав-
ных фракций, которые затем направляются самотеком в сбор-
ники отсадочных машин I стадии.
Некоторые современные отсадочные установки имеют объ-
единенные очень высокопроизводительные отсадочные машины
радиального типа IHC, в этом случае проблема равномерного
распределения пульпы минимальна. На рис. 27.3 показана
схема расположения прямоугольных и радиальных отсадочных
машин для обработки 600 м3/ч питания.
Концентрация на отсадочных машинах выполняется в две
или три стадии с получением концентрата среднего качества
в достаточных количествах для отправки на центральную вто-
ричную установку шед.
На фабрике «Видор» фирмы «Малайзией тин» [6] первич-
ную концентрацию осуществляют в 40 трехкамерных отсадоч-
ных машинах Джуба, каждая производительностью 11,45 м3/ч
по готовому продукту. Хвосты отсадочных машин I стадии
с кормы драги разгружают самотеком. Концентрат отсадочных
машин I стадии перекачивают в четыре четырехкамерные от-
садочные машины Джуба. Концентрат первой камеры каждой
машины считается конечным концентратом дражной установки,
а продукты второй — четвертой камер самотеком направляют
в две двухкамерные перечистные отсадочные машины Джуба,
которые также производят конечный концентрат. Хвосты от-
садки возвращают в предыдущую стадию.
На некоторых дражных установках для обезвоживания кон-
центрата первичных отсадочных машин применяют гидроцик-
лоны перед перечисткой на отсадочных машинах II стадии.
Если подвергается классификации в гидроциклонах питание
первичной отсадки, то удаляется слив, не содержащий полез-
ные компоненты, и тем самым существенно уменьшается на-
грузка на отсадочные машины. Известны несколько драг, кото-
рые применяют гидроциклоны для этой цели. Если перераба-
тывают большой объем материала, то различные породы дают
в результате разные содержание твердого и соотношение пес-
ков и шламов, что усложняет технологическую схему [7, 22].
Промывочные предприятия часто значительно меньше по
производительности, чем большие драги. Тем не менее бук-
вально тысячи этих промывочных установок, если их собрать
вместе, имеют большую производительность, чем драги. Во
многих случаях предварительная концентрация на промывоч-
ных предприятиях менее проблематична, чем на драгах.
Установки промывки (пэлонг) и промывка —
отсадка. Переработка в пэлонгах и в пэлонгах
и отсадочных машинах. Пэлонги (см. гл. 11) остаются
17* 515
Рис. 27.4. Схема цепи аппаратов установки «пэлонг — отсадка»:
/ — промывочный грохот; 2 — распределитель; .3 — пэлонг; 4 — гндроцикЛОН; S, tf —от*
садочные машины
одним из основных методов первичной концентрации на промы-
вочных фабриках (и сухих методах добычи). В то время как
на небольших предприятиях продолжают использовать только
пэлонги, многие крупные фабрики применяют пэлонги в каче-
стве аппаратов первичной концентрации с доводкой на отсадоч-
ных машинах (рис. 27.4).
Разрушенная руда промывочных предприятий или карьера
доставляется в промывочный грохот для удаления пустой по-
роды (верхний продукт). Нижний продукт промывочного гро-
хота распределяют по пэлонгам, число которых зависит от про-
изводственной мощности предприятия. Предприятие «Гопенд
консолидейтед», например [2], имеет восемь систем пэлонгов,
каждая из которых состоит из 18—20 линий шириной 1,8 м и
длиной 48,8 м, в то время как «,;'ау Син» [3] имеет одну систему
из восьми линий.
Концентрат пэлонгов периодически перечищают ручным ме-
тодом или отсадкой. Удаление рифлей и сбор концентратной'
постели осуществляют вручную, используя гребки с длинными
ручками, а легкие минералы выносятся потоком воды вниз.
Наиболее общий метод перечистки концентратов пэлонгов —
отсадка. Линии пэлонгов промываются при наполнении, смыв
направляется в зумпф, продукт из которого непрерывно пере-
качивается на отсадку. Типичная схема (см. рис. 27.4) преду-
сматривает обезвоживание продукта в гидроциклоне перед
двухстадиальной отсадкой. На схеме показано, что все хвосты
отсадки возвращают на доработку. На некоторых предприятиях
516
Рис. 27.5. Типичная схема
«отсадка — классификация
в гидроциклонах»:
/ — грохочение; 2 — классифи-
кация I в гидроциклонах; 3—
распределитель; 4 — отсадочная
машина (основная); 5 — клас-
сификация II в гидроцнклонах;
6 — отсадочная машина (пере-
чистная)
хвосты I стадии отсадки сбрасывают, например на предприятии
«Коба Тин» [13]; на других предприятиях сбрасывают хвосты
II стадии отсадки [17].
Переработка в отсадочных машинах и гидро-
циклонах. Этот способ [7, 10, 21] получил распространение
в конце 1960-х годов, заменив традиционную установку из пэ-
лонгов и отсадочных машин для обработки руд, добываемых на
промывочных фабриках. В последние годы только сравнительно
немногие предприятия применяют этот способ. Типичная схема
отсадка — классификация в гидроциклонах показана на рис. 27.5.
Нижний продукт дугового (или промывочного) грохота по-
ступает в зумпф и является питанием гидроциклонов большого
диаметра, в которые оно подается под небольшим давлением.
Эти гидроциклоны изготовлены по чертежам Частона [7]. Слив
гидроциклонов направляют в хвосты, а пески — в трехкамер-
ную отсадочную машину I стадии. Концентрат I стадии от-
садки поступает на II стадию классификации в гидроциклонах
и перечищается в четырехкамерной отсадочной машине. Конеч-
ный концентрат одной или двух камер далее доводят на вто-
ричной установке (шед), камерные продукты рециркулируются.
Контрольная обработка хвостов отсадки часто проводится
в пэлонгах.
Серийная гравитационная схема. Хорошо нала-
женные отсадочные машины, особенно те, которые получают
достаточно плотное питание, в идеале — из гидроциклонов, спо-
собны хорошо извлекать не только крупный касситерит, но и
тонкий материал крупностью —100 + 50 мкм. Б. Харрис [11] и
Частон [7] показали, что это ведет к двойному пику извлечения
с понижением извлечения в диапазоне частиц промежуточной
крупности. Б. Харрис предложил способ увеличения общего из-
влечения, который не у всех вызвал доверие, так как на некото-
517
Рис. 27.6. Схема цепи аппаратов гравитационного отделения фабрики
«Хайнда» (Бирма):
/—грохот с отверстиями размером 80 мм; 2 — ударная дробилка; 3 — промывочный
аппарат; 4 — грохот с отверстиями размером 12 мм; 5 — грохот с отверстиями размером
3 мм; 6 — обесшламливающнй гидроциклон; 7 — отсадочная машина (основная); 8, 11,
/5 — гидроциклоны; 9, /4 — отсадочная машина (перечистная); 10 — грохот DSM с от-
верстиями размером 6,5 мм; 12 — отсадочная машина (контрольная); 15 — ловушка для
песков; 16 — сгуститель
рых предприятиях не смогли продемонстрировать двойной пик
извлечения.
Рассмотрим этот способ на примере современного предприя-
тия «Хайн да» в Бирме (рис. 27.6) [9].
Добытая руда поступает на I стадию грохочения в грохот 1
с отверстиями размером 80 мм, надрешетный продукт которого
подают в ударную дробилку 2. Дробленый материал и подре-
шетный продукт грохота 1 дезинтегрируют в промывочном аппа-
рате 3, а затем подают на грохот 4 с отверстиями размером
12 мм и грохот 5 с отверстиями размером 3 мм. Надрешетные
продукты грохотов 4 и 5 удаляют в отвал. Около 50 % руды,
удаляют в хвосты в этой стадии.
Класс —3 мм обесшламливают по классу 75 мкм в низко-’
напорных гидроциклонах 6, класс —75 мкм не подлежит даль-
нейшей переработке. Пески гидроциклонов 6 поступают на ос-
новную отсадку в отсадочные машины 7, камерный продукт
которых перечищают в отсадочных машинах 9 после обезвожи-
вания в гидроциклонах 8.
Цель отсадки в отсадочных машинах основной операции —
максимальное извлечение материала крупностью —3+0,5 мм.
Хвосты отсадочных машин основной операции направляют на
518
грохот 10 типа DSM, надрешетный продукт которого (в основ-
ном пустая порода) выделяют в отвальные хвосты. Подрешет-
ный продукт (—0,5+0,075 мм) грохота DSM после классифика-
ции в гидроциклонах направляют в цикл отсадки 11—14.
Черновые концентраты отсадки направляют на последующие
стадии отсадки для повышения качества.
Переработка лежалых хвостов. В связи с истощением ме-
сторождений переработка лежалых хвостов очень важна. Су-
ществует несколько причин неполного извлечения олова на I
этапе обогащения аллювиальных песков. Неполное извлечение
руды, особенно из донных аллювиальных месторождений, не-
сомненно связано со значительными количествами остающегося
олова, но также и с потерями на стадии первичной концентра-
ции. Неполная дезинтеграция руды в барабане приводит к по-
терям касситерита как в неразрушенных агрегатах, так и с гли-
нистыми частицами, уходящими с надрешетным продуктом.
В зависимости от способа добычи (дражный, промывочный или
открытая выемка) происходят существенные колебания в плот-
ности и качестве руды и количестве промывной воды, требуе-
мой для ее дезинтеграции. В результате этого изменяются ско-
рость подачи питания и плотность пульпы, что снижает эффек-
тивность работы чувствительного оборудования, используемого
для предварительного обогащения (отсадочные машины или
пэлонги). Эти изменения также являются причиной неэффек-
тивной работы гидроциклонов и потенциальных потерь касси-
терита со шламами.
Некоторые предприятия включают простейшее оборудова-
ние для подготовки питания, классификации и контроля; од-
нако в этом случае возможна неэффективная работа после-
дующей концентрации. В результате возникают излишние тех-
нологические потери, особенно тонкого, более трудного для
извлечения касситерита.
Возможность использования более нового высокопроизводи-
тельного оборудования, такого, как винтовые сепараторы, су-
живающиеся желоба, была установлена на некоторых пред-
приятиях по мере подключения автоматического контроля плот-
ности. Например, на фабрике «Викерс Пэкэдж» фирмы «РТ
Тамбанг Тимах» (Индонезия) установлено, что эффективная
подготовка питания и контроль, несмотря на удорожание,
дают в результате повышение извлечения тонкого кассите-
рита [25].
Установки для вторичной обработки олова—шеды — служат
для доводки чернового концентрата первичной установки до
возможно более высокого качества (часто свыше 75 % Sn).
Они отличаются размерами и сложностью, зависящими от про-
цесса, объема требуемого дообогащения и содержания ассоци-
ированных тяжелых минералов, некоторые из которых могут
519
быть извлечены в конечный товарный продукт, а другие—пе-
реработаны на установках «аманг».
Простые шеды. Процедура вторичной концентрации на ше-
дах, расположенных рядом с маленькими промывочными уста-
новками, очень проста, но утомительна, и состоит в основном
из повторяющихся операций классификации и концентрации
на шлюзах. Классификацию осуществляют в установленных
стационарно боксах Виллогби, концентрацию — на шлюзах.
Работа обычно протекает в течение одной недели, бригада
состоит из 3—4 человек. Получаемый касситеритовый концен-
трат содержит 75—76 % олова при извлечении около 95 %.
Кроме оловянного концентрата получают побочный продукт
(«аманг»), состоящий из побочных тяжелых минералов, вклю-
чая небольшое содержание касситерита.
В зависимости от квалификации работников содержание
касситерита в побочном продукте («аманг») составляет 0,8—
3%; в большинстве районов—1—1,2 %. Касситеритовый кон-
центрат продают на металлургический завод; «аманг»-продукт
складируют на открытых площадках [15].
Усложненные шеды. Типичная схема цепи аппаратов уста-
новки для вторичной переработки оловянных руд показана на
Рис. 27.7. Схема цепи аппаратов установки для вторичной концентрации
олова:
/ — мокрый магнитный сепаратор; 2 — гидроклассификатор; 3, 6 — качающиеся столы-
концентраторы; 4 —• стол для нзвлс'-’сния золота; 5. 8 — гидроклассификаторы; 7 — фло-
токамеры для флотации пирита; 9 — стол илн желоб; 10— сушка; 11 — высокограднент-
ный сепаратор; 12, 13 — магнитные сепараторы
520
Несмотря на то, что некоторые схемы переработки отлича-
ются, общие принципы и основное применяемое оборудование
те же самые, и обычно состоят из двух циклов: мокрой и сухой
концентрации.
В основном установка предназначена для производства кас-
ситеритового концентрата с высоким содержанием олова при
оптимальном извлечении и выделения всех других ценных ми-
нералов в качестве побочных продуктов при получении касси-
терита.
Мокрая гравитационная сепарация применяется в основном
цикле, сухая магнитная сепарация и сепарация в высокоинтен-
сивных магнитных сепараторах используется для контрольных
операций доводки касситерита в последующие промпродукты.
Первичный концентрат часто имеет высокое содержание иль-
менита (50—70 %); для выделения основной массы ильменита
в начале гравитационного цикла часто применяют мокрую маг-
нитную сепарацию.
Песковые концентрационные столы, неизменно применяемые
для гравитационного разделения, кроме перечисленных стадий,
на некоторых фабриках заменяют на желоба.
Если в руде имеется значительное содержание пирита, то
применяют пенную или пленочную флотацию перед конечной
перечисткой концентрата для выделения пирита [15].
Некоторые первичные концентраты содержат небольшие, но
экономически выгодные количества золота, для выделения ко-
торого можно устанавливать амальгамационные столы.
Для сухой магнитной сепарации используют трехдисковые
и четырехполюсные сепараторы фирмы «Маклейн» или «Ра-
пид» ленточного типа. Сепараторы Маклейн часто применяют
для основной сепарации, а Рапид — для перечисткой. Другие
типы магнитных сепараторов такие, как высокоинтенсивные ро-
ликовые и изготовленные в местных условиях ленточные, менее
распространены.
Высокоинтенсивные сепараторы роликового типа производит
фирма «Капко» или их изготавливают на местах. Наиболее рас-
пространенный размер ролика составляет 150 мм; современная
тенденция к применению роликов размером 255 мм.
Пенная флотация для выделения пирита и арсенопирита
применяется всегда при их повышенном содержании. Для этой
же цели применяют флотационные машины субаэрационного
типа местного производства с камерами вместимостью 0,6 м3.
Для грубого материала может быть применена пленочная фло-
тация с использованием желобов. В обоих примерах в качестве
собирателя используют ксантогенат.
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Коба
Тин» (Индонезия) приведена на рис. 27.8 [13]. Первичный
концентрат после классификации на грохоте 1 поступает на
521
Питание
Рис. 27.8. Схема цепи аппаратов фабрики «Коба Тин» (Индонезия):
/ — грохот с отверстиями размером 0,8 мм; 2, 4 — отсадочные машины; 3, 11 — нако-
пительные емкости Виллогби; 5 —стержневая мельница; 6 — грохот DSM; 7 — четы-
рехспиготный гидроклассификатор; 8, 29 — качающиеся столы-концентраторы; 9 — двух-'
спиготный гидроклассификатор; 10 — перечистные столы (2); 12, /6 — сушилки; 13 —
четырехспиготный гидроклассификатор; 14 — отсадочная машина для контрольной от-
садки; 15— столы (4); 17 — грохот с отверстиями размером 0,35 мм; 18 — грохот с от-
верстиями размером 0.5 мм; 19, 20, 30 — высокоградиентные сепараторы; 21 — пневмати-
ческие столы (3); 22—24, 28 — пневматические столы (2); 25, 26 — пневматические
столы; 27, 31 — магнитные сепараторы
отсадочные машины 2, 4, концентрат которых после классифи-
кации в боксе Виллогби является конечным. Грубые промпро-
дукты отсадочных машин после измельчения в стержневой
мельнице 5 и тонкие хвосты отсадочной машины 2 поступают
в гидроклассификатор 7, а затем — на двухстадиальную кон-
центрацию на столах 8, 10, 15 с получением конечных концен-
тратов; промпродукт столов направляют в отделение сухой кон-
центрации, а хвосты — в отсадочную машину 14 для улавлива-
ния оставшегося олова перед окончательной выгрузкой хвостов.
Промпродукты мокрого гравитационного отделения сушат
во вращающихся печах 16 и доставляют в отделение сухого
обогащения, в котором на магнитных 27, 31 и высокоинтенсив-
ных сепараторах 19, 20 и пневматических столах 21, 26, 28 про-
522
изводят касситеритовый концентрат (25 % в общей продукции),
хвосты и две фракции «аманг»-продукта.
Продукты вторичной установки (шедов). Кас-
ситеритовый концентрат — наиболее ценный продукт в этой ус-
тановке. Он содержит 75—76 % Sn и его продают непосредст-
венно на металлургический завод. Хвосты столов, содержащие
в основном кварц, ильменит и турмалин, являются незначи-
тельно или совсем не ценными. Другие продукты из вторичной
установки, за исключением выделенного пирита, также про-
дают на перерабатывающие предприятия.
Ильменит может быть представлен тремя продуктами: маг-
нитным продуктом мокрой магнитной сепарации, продуктом
столов и магнитной и проводниковой фракциями сухой секции.
На столах ильменит обычно получают при контрольной доводке
на фабриках, где не применяют мокрую магнитную сепарацию
перед разделением на столах и он загрязнен кварцем и другими
побочными тяжелыми минералами. Ильменитовый продукт, по-
лучаемый на магнитных сепараторах, относительно чистый, со-
держит около 99 % ильменита. Содержание олова в различных
ильменитовых продуктах составляет 0,2—0,5 %.
Циркон, монацит, ксенотим и струверит получают в секции
сухого разделения в значительно меньших количествах, чем
ильменит; содержание олова в таких касситеритовых продуктах
составляет 0,2—2 % [14]. Эти продукты продают на специаль-
ные «аманг»-установки для доведения конечной концентрации
до рыночного содержания.
По крайней мере, одна компания «Берюнтай тин дреджинг»
в Малайзии построила установку для повторной обработки
кварцевых песков, полученных на первичных столах шеда [8,
19]. Свыше 70 тыс. т этого материала было переработано с ис-
пользованием струйных концентраторов Райт Импакт. Низко-
качественный концентрат возвращается на шед, где после
двухстадиальной концентрации на столах (рис. 27.9) смешива-
Рис. 27.9. Схема цепи аппа-
ратов установки «Берюнтай
Тин» для повторной обра-
ботки отвалов:
1 — зумпф с исходным пита-
нием; 2 — гидроциклон диамет-
ром 530 мм; 3 — струйный кон-
центратор размером 3X6 м;
4 — бункер для концентрата;
5 — гидроциклон диаметром
225 мм; 6 — накопительная ем-
кость Виллогби; 7 — гидроцик-
лои; 8 — качающийся стол-кон-
центратор; 9 — промпродукто-
вый стол
На дальнейшую
переработку
523
ется с дражным концентратом. Примерно 80 % олова было из-
влечено из отходов на фабрике повторной переработки.
«Аманг»-установки. Имеется тесная взаимосвязь между про-
мывочными установками, дражными установками, небольшими
«аманг»-установками и усложненными шедами. Промывочные
установки не имеют необходимого оборудования для извлече-
ния касситерита из концентратов тяжелых минералов. Приме-
няя соответствующее более сложное оборудование, небольшие
«аманг»-установки специализируются на извлечении основной
массы этого касситерита, а также производят полуконцентраты
и другие побочные минералы, которые продают более сложным
«аманг»-устанозкам.
Дражные установки с более сложным оборудованием и об-
ученным персоналом способны извлекать большую часть кас-
ситерита из коллективного концентрата, содержащего тяжелые
минералы.
Однако, несмотря на то, что часто они способны получать
продукт с экспортным содержанием из «аманг»-минералов, это
редко выполняется на практике из-за относительно высоких за-
трат и низкой прибыли от дополнительной переработки по срав-
нению с общим активом предприятия. Усложненные «аманг»-
установки полностью подготовлены для производства продукта
с экспортным содержанием из «аманг»-минералов и в то же
время по возможности извлекают любое имеющееся в распоря-
жении олово.
В вышесказанном процессе ни один из промышленно цен-
ных продуктов, выделенных из концентратов тяжелых минера-
лов, полученных на установке первичного обогащения аллюви-
альных оловянных руд, не выбрасывается. Минералы, которые
не могут быть сбыты в какой-то момент, складируют на откры-
тых площадках в окрестностях «аманг»-установки.
Большую часть ценных минералов в аманге представляет
касситерит, который не может быть извлечен при первичной
переработке на оловянных фабриках. Из побочных минералов
ильменит, монацит и циркон наиболее часто встречаются в оло-
вянных районах (содержание ильменита наиболее велико).
Ксенотим и струверит рассеяны во многих из этих районов, но
в очень низких концентрациях. Вольфрамит и шеелит ограни-
чены в определенных зонах, обычно очень близко к основному ,
источнику, а колумбит в ощутимых количествах встречается
только в Семилинге, Кедахе и Бакри, Джохор, которые распо-
ложены соответственно на северо-западе и юго-западе Ма-
лайзии.
Аллювиальное золото, которое извлекают на некоторых дра-
гах в основных оловянных районах,— исключительный случай,
его содержание крайне мало. Кроме того, найдены другие со-
путствующие минералы, имеющие экономическое значение.
524
К ним относят пирит, турмалин, гранат, топаз, эпидот, сидерит,
лимонит, магнетит, пирротин и рутил.
«Аманг»-установки очень различаются размерами и сте-
пенью сложности. Эти установки в основном небольшие и про-
изводят операции контрольного извлечения касситерита из
«аманг»-продукта, покупаемого на промывочных фабриках. Не-
сложные фабрики относительно малы, на них занято 20—30 ра-
бочих. Необходимое оборудование на такой типичной фабрике:
один магнитный сепаратор Рапид, три магнитных сепаратора
Маклейн, один высокоинтенсивный роликовый сепаратор Капко,
один сотрясательный концентрационный стол, четыре ланчута,
два классификатора Виллогби, две сушилки, одна флотацион-
ная камера и одна шаровая мельница. Фабрика работает по
периодическому принципу. Это связано с неоднородностью ис-
ходного питания, которое поступает с различных рудников и
может требовать различных способов переработки. Материал
выгружают и транспортируют по фабрике обычно вручную с по-
мощью лопат и тачек. В среднем маленькие фабрики повторной
обработки производят 3—4 т касситерита в месяц.
Усложненные «аманг»-фабрики производят экспортные про-
дукты всех минералов, содержащихся в «аманге», а не только
касситерит. Из этих минералов ильменит — самый легкий для
Струверит-рутил - гидроильменит
Касситерит
Рис. 27.10. Схема цепи аппаратов типичной «аманг»-установки»:
/ — сотрясательный стол-концентратор; 2, 9—сушилки; 3, .'0 — высокоградиеитиые се-
параторы; 4, И, 12 — магнитные сепараторы; 5, 13 — накопительные емкости Виллогби;
6—8, 14, 15 — желоба
525
получения, а струверит, вероятно, самый трудный. Возможно-
сти фабрик очень большие, и лишь немногие из них последова-
тельно производят все обычные «аманг»-минералы. Даже на
тех фабриках, где ежедневным продуктом являются ильменит и
касситерит, циркон, монацит, струверит и ксенотим выделяют
в экспортные продукты только по договоренности с покупате-
лями и по хорошей цене.
Технологические схемы «аманг»-фабрик не постоянны и мо-
гут варьироваться в зависимости от типа «аманга», перера-
батываемого в данный момент. Однако основные принципы
«аманг»-фабрики показаны на типичной схеме (рис. 27.10).
Большая часть вторичных фабрик использует ланчуты вме-
сто сотрясательных концентрационных столов для конечных пе-
речистных стадий, так как они более подходят для небольших
производств и периодической работы этих фабрик. Качаю-
щиеся концентрационные столы часто используют в I стадии гра-
витационной сепарации, особенно если питания достаточно для
непрерывной работы, или при трудной сепарации, такой как
удаление тонкого циркона из тонкого касситерита. Изготовлен-
ные на местах пневматические столы иногда применяют для
гравитационного разделения сухого материала. Несмотря на
то, что на пневматических столах достигают лучшей селектив-
ности процесса, они очень запыляют атмосферу.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Chadwick, J. R. (1982а). Thai Offshore Tin dredging. World Min.
May 42—45.
2. Chadwick, J. R. (1982b). Gopeng — the changing face of gravel pump
mining World Min. May 46—49.
3. Chadwick, J. R. (1982c). Pou Sin — monthly output, 4 tons. World Min.
May 54—55.
4. Chadwick, J. R. (1982d). Petaling Tin builds new No. 9 Dredge.
World Min. July 24—27.
5. Chadwick, J. R. (1983). Beh; Malaysia's biggest Arnang Plant. World
Min. Oct. 69.
6. Chan, Y. K. (1982). A case study of the Beneficiation of Tin ore on
a Dredging Property at Bidor Malaya Tin Sdn. Bhd., Malaysia. Seminar on
Beneficiation of Tin and Associated Minerals, Bangkok 28 pp.
7. Chaston, I. R. Af. (1960). Developments in the Treatment of Malayan
Tin Ores 5th Inter. Miner. Proc. Cong. I. M. M. London 593—607. ,
8. Chuan, L. J. and Ithnin, Z. (1982). Retreatment of Table Tailings
using gravity concentrating trays at Berjuatai Tin Dredging Bhd. Malaysia.,
Seminar on Benef. of tin and Associated Minerals Bangkok. 31 pp.
9. Drescher, H. P. (1977). Increase of Production by Application of a dry
mining method and construction of a modern concentrator at Heinda Tin
Mine, Burma. (2nd) Inter. Tin Symposium La Paz Bolivia.
10. Harris, J, H. (1959a). Innovations in gravel pump trealment plant
(in Malaya) Min. J. 252 93—5, 116—8, 146—7.
11. Harris, J. H. (1959b). Serial Gravity Concentration: a new tool in mi-
neral processing. Trans Inst. Min. and Metall. 69 Dec. 85—94.
12. Harris, J. H. (1974). Process Design for tin placers in South-East
Asia. 4th World Conf, on Tin Kuala Lumpur 3 Int. Tin. Council 13—31.
526
13. Haryanto, R. (1982). Development of Tin Ore Treatment at P. T. Koba
Tin. Seminar on Beneficiation of Tin and Associated Minerals, Bangkok
15 pp.
14. Hasbi Hassan, A. (1977). Treatment of Alluvial Tin Ores at gravel
pump mines in Malaysia. (2nd) Inter. Tin Symposium, La Paz Bolivia.
15. Hasbi Hassan, A, (1982). Recovery of By-Product Minerals from the
Malaysian Tin Mining Industry. Seminar on Beneficiation of Tin and As-
sociated Minerals. Bangkok. 23 pp.
16. Hasbi Hassan, A. (1983). Malaysia as a source of Tantalum. Paper
presented to 19th Gen. Assy, of Tantalum Info. Centre Penang Malaysia.
June.
17. Jackett-Simpson, R, J. (1974). A Case Study of a largescale Gravel
pump (Palong) method of mining at Gopeng Consolidated Sdn. Bh. 4th
Tech. Conf, on Tin Kuala Lumpur 2 Int. Tin Council 206—219.
18. Jones, M. P. (1967). Some Impressions of the Tin Mining Industry
of South-East Asia. Trans. Inst. Min. and Metall. 76 Jan. Al—A13.
19. Um, C. W. (1981). Tin Dredging Operations at Berjuntai Tin Dred-
ring Bhd, Selangor Malaysia. 5th World Conf, on Tin. Kuala Lumpur Oct.
Paper 4 (IV).
20. Ng, A. P. (1977). Mineral Dressing Practice in a Malaysian Cassite-
rite Ore Processing Plant. (2nd) Inter. Tin Sympsium. La Paz Bolivia
18 pp.
21. Pakianathan, S. (1966). Application of jig-cyclone plants to small tin
mines in Malaysia. Trans. Inst. Min. and Metall. 75 A54—A69.
22. Rachdawong, S. (1969). Trends in Mineral Processing of Tin Ores
in Thailand. 2nd Conf, on Tin, Bangkok Int. Tin Council 963—
978.
23. Ratanawongse, S. (1969). Dressing of Cassiterite and by-product mi-
nerals from Alluvial Deposits. 2nd Tech. Conf, on Tin Bangkok Int. Tin
Council 757—776.
24. Scrivenor, J. B. (1928). A sketch of Malaya Mining Min. Pubs. Ltd.
London 76 pp.
25. Simatupang, M, (1982). Processing of Alluvial Tailing. Seminar on
Beneficiation of Tin and Associated Minerals Bangkok 9 pp.
Глава 28
ОБОГАЩЕНИЕ ВОЛЬФРАМОВЫХ РУД
Мировое производство вольфрама в концентратах достигает
почти 50 тыс. т в год. Десять основных производителей воль-
фрама, за исключением СССР и КНР, расположены в восьми
различных странах, на которые приходится свыше половины
мирового производства [8].
В отличие от олова, большая часть вольфрама производится
из первичных месторождений, разрабатываемых как подзем-
ным, так и открытым способом, относительно небольшая доля
добывается из аллювиальных отложений.
Многие из старых обогатительных фабрик — небольшие, на-
пример, в Боливии в год получают менее 2700 т вольфрама на
более 40 фабриках [13]. Некоторые из более новых горнорудных
предприятий и те, которые действовали перед экономическим
спадом в 1982 г. и разрабатывали бедные крупные месторожде-
527
ния [12], значительно изменили подход к добыче и переработке
вольфрама.
Два основных вольфрамовых минерала имеют почти одина-
ковое значение: вольфрамит — железо-марганцевый вольфра-
мит— промежуточный в изоморфной серии от ферберита до
куебнерита и шеелит — вольфрамит кальция. Вольфрамовые
месторождения могут состоять из простых вольфрамитовых руд,
простых шеелитовых руд или смешанных вольфрамито-шеели-
товых руд. Шеелитовые рудные тела обычно составляют отно-
сительно бедные крупные месторождения, подходящие для
крупномасштабной переработки, поэтому шеелитовые пред-
приятия обычно крупнее, чем вольфрамитовые. Изменения
в вольфрамовой отрасли, связанные с переходом от небольших
богатых месторождений к крупным бедным особенно при быст-
ром росте эксплуатационных расходов и произвольными це-
нами на вольфрам привели в результате к общему пересмотру
традиционных методов обогащения вольфрама. Эти новые тен-
денции в переработке вольфрама будут более детально рас-
смотрены перед описанием некоторых фабрик, перерабатываю-
щих вольфрамовые руды.
Тенденции процесса получения вольфрама. Обогащение
вольфрамовых руд до относительно недавнего времени прово-
дилось почти исключительно классическими гравитационными
методами с последующей перечисткой концентратов с целью
получения товарных концентратов обычно с содержанием WO3
свыше 65 %. Гравитационное обогащение остается главным
процессом для переработки крупно- и среднезернистых руд; пе-
реработка бедных руд экономически выгодна при их больших
объемах. Следовательно, технология предварительной концент-
трации и использование высокопроизводительных устройств
становятся общепринятыми так же, как первичная и повторная
обработка тонких классов с использованием различных процес-
сов, включая флотацию.
Предварительная концентрация. Предлагаются и использу-
ются методы предварительной концентрации для удаления ос-
новной массы бедных хвостов перед основным процессом обога-
щения.
Ручная сортировка до сих пор применяется в развиваю-
щихся странах или странах, где много относительно дешевой ,
рабочей силы. Например, на обогатительных фабриках «Тай-
шан» и «Ксихьяшан» в КНР ручной сортировкой перерабаты- *
вают до 3000 т/сут руды, сокращая ее на 50 %, и повышая та-
ким образом содержание WO3 с 0,25 до 0,5 % [14].
Механическая сортировка с автоматическим контролем про-
изводства применяется на практике для многих руд. На фаб-
рике «Маунт Карбайн» (Австралия) фотометрическую сорти-
ровку применяют для разделения кварцевых жил, содержащих
528.
вольфрамит и шеелит, из темных слоистых горных пород [1,
16]. Эта установка позволила заменить подземный способ до-
бычи на более дешевый — открытый и направлять в отвал до
98 % материала крупностью —160 + 40 мм и довести извлече-
ние до 97 %.
Ультрафиолетовая сортировка также используется для вы-
деления шеелита на фабрике «Кинг Айленд», и предполагается
ее применение для месторождения Маунт Мульгине в Запад-
ной Австралии.
Отсадочные машины, которые часто используют в техноло-
гических схемах фабрик, применяют для предварительной кон-
центрации руд бедных месторождений.
Разделение в тяжелых средах также возможно для предва-
рительной концентрации, как, например, на фабрике «Пана-
скуера» в Португалии, описанной далее.
Установленный на фабрике «Хемердан» в Великобритании
динамический тяжелосредный сепаратор показал высокую эф-
фективность предварительной концентрации бедной руды перед
ее обработкой в высокопроизводительных гравитационных ап-
паратах [1].
Магнитную сепарацию в слабомагнитных сепараторах при-
меняют на фабрике «Улудаг» в Турции для удаления магнетита
с последующей высокоэффективной магнитной сепарацией для
выделения граната [10].
Концентрация. Хотя это и не совсем предварительная кон-
центрация, некоторые крупные фабрики устанавливают совре-
менные высокопроизводительные аппараты перед старыми от-
садочными циклами для уменьшения нагрузки на столы или для
увеличения производительности фабрики без увеличения про-
изводительности отсадочного отделения.
Например, на шеелитовой обогатительной фабрике «Кинг
Айленд» достигли увеличения производительности на ’/з уста-
новкой батареи винтовых сепараторов для обработки продуктов
спиготов гидроклассификаторов [15]. На молибденовой обогати-
тельной фабрике «Клаймакс» [5] произвели частичную замену
винтовых сепараторов на основной концентрации конусами
Рейхерта.
На обогатительной фабрике «Кото Минеро Мерладет» (Ис-
пания) производительностью 4000 т/сут, перерабатывающей
шеелитовые руды крупного бедного месторождения, а также
старые хвостовые отвалы, применяют отсадочные машины для
обогащения шеелита крупностью —17 + 2 мм, конусы Рейхерта,
винтовые сепараторы и концентрационные столы для обогаще-
ния класса —2 + 0,4 мм и концентрационные столы для мате-
риала —0,04 мм [4]. Конечный продукт после обжига и конеч-
ной концентрации на столах имеет содержание свыше 78 %
WOj при содержании в руде только 0,1 % WO3.
529
Обработка шламов. Подобно другим окисленным рудам,
вольфрамовые руды очень рыхлые (крошащиеся), и поэтому
эффективная обработка требует эффективного измельчения и
цикла подготовки питания. Тем не менее производство тон-
кого вольфрама неизбежно и необходимо эффективно из-
влекать шламы для получения максимальных извлечения и
прибыли.
В простом гравитационном цикле часто удаляют в отвал
материал крупностью —40 мкм; существенного дополнитель-
ного извлечения можно достичь установкой шламовых столов
или другого современного высокопроизводительного оборудова-
ния.
Сепараторы Бартлез-Мозли используют очень эффективно
на обогатительной фабриках «Панасквиера» [И] и «Чойла»
в Боливии, предварительный концентрат этих аппаратов дово-
дится на шламовых столах.
На фабрике «Тайшан» применяют для гравитационного из-
влечения шламов породные сотрясательные ваннеры [14]; на
фабрике «Энрамада» в Боливии — концентраторы Кроссбелт.
Флотация, особенно шеелита, становится широко распро-
страненным процессом для переработки шламов. Ее используют
фабрики «Канада Тангстен» и «Кинг Айленд» для производства
низкосортных концентратов, требующих последующей химиче-
ской доводки [16].
На некоторых фабриках флотация — единственный процесс,
полностью заменивший гравитационное обогащение, например
«Йокберг» в Швеции и «Миттерсилл» в Австрии.
Вольфрамит можно успешно обогащать с помощью высо-
коинтенсивной магнитной сепарации, как показали исследова-
ния некоторых компаний Боливии и Перу.
Флотация вольфрамита также практикуется в КНР [9], ее
используют на новой обогатительной фабрике «Маунт Пли-
сант» в Восточной Канаде.
Типичные процессы. КНР — крупнейший в мире производи-
тель вольфрама, но хотя в последние годы подробности прак-
тики и технологии в КНР становятся доступными, информация
все же ограничена. Описание одного из типичных предприятий
«Ксихьяшан» приведено в работе [14, 17].
Крупнейшее в Европе вольфрамитовое предприятие — Па-
насквиера (Португалия); установка предварительного обогаще-
ния «Барокка Гранде» описана в работе [11]. Боливия представ-
лена описанием предприятий «Энрамада майне» и «йнтер-
нейшл майнинг» — обе применяют гравитационные схемы.
Крупнейшие производители вольфрама в Западном полуша-
рии— предприятия «Тангстен майн» в Канаде на северо-западе
страны и «Клаймакс молибденум», на котором вольфрам полу-
чают в качестве побочного продукта [3, 5].
530
Обогатительная фабрика «Ксихьяшан». Рудник Ксихьяшан
и обогатительная фабрика расположены в районе рудной воль-
фрамовой полосы Джиангхи в Южном Китае. Несмотря на то,
что месторождение было открыто в начале XX в., обогатитель-
ная фабрика «Ксихьяшан» была введена только в 1959 г. про-
изводительностью 2500 т/сут и расширена в 1970 г. до 3000 т/сут.
Рудное тело включает свыше 500 узких кварцевых жил и
прожилок толщиной 0,01—1 м, расположенных на расстоянии
3—8 м друг от друга и длиной 80—200 м.
Селективная добыча руды несомненно увеличивает содер-
жание WO3 в руде, которое в среднем составляет 0,25%; пред-
почтительнее применять неселективную добычу с последующей
ручной сортировкой, хотя в некоторых случаях увеличиваются
эксплуатационные затраты.
Зоны минерализации комплексные. Вольфрам в основном
представлен относительно крупнозернистым вольфрамитом,
хотя шеелит присутствует в соотношении 1 : 10 к вольфрамиту.
Редкоземельные минералы такие, как ксенотим и монацит,
а также касситерит и некоторые сульфиды, включая халькопи-
рит, висмутин и молибденит, встречаются в достаточных коли-
чествах, чтобы их извлечение было необходимо и экономически
целесообразно. Технологическая схема фабрики «Ксихьяшан»
сложная, особенно в цикле перечистки концентрата, хотя гра-
витационная схема проста. На рис. 28.1 показана технологиче-
ская схема фабрики, составленная по работам [14, 17], то ме-
сто, где точно не известно оборудование или поток продуктов,
обведено пунктиром.
Предварительное обогащение. Первая стадия
дробления в гирационной дробилке и первичная ручная сорти-
ровка проводятся в соседнем с основным рудником здании,
откуда предварительно обогащенная руда транспортируется над-
земной трамвайной линией протяженностью 4,5 км на обогати-
тельную фабрику. После грохочения крупный продукт направ-
ляют на ручную сортировку и далее на II и III стадии дробле-
ния; объем руды при этом сокращается на 55%, а содержание
ценного компонента в питании удваивается. Подрешетный про-
дукт первичного грохота направляют в классификатор, пески
которого поступают на гравитационное обогащение, а слив —
в цикл обработки шламов.
Гравитационное обогащение. Дробленая руда
после дробильного отделения поступает на двухстадиальное
измельчение в две параллельно установленные стержневые мель-
ницы, которые работают в замкнутом цикле с двухспираль-
ными классификаторами. Измельченную руду перед обогаще-
нием на столах классифицируют в цикле, состоящем из спи-
рального классификатора, гидроциклона и гидроклассифика-
тора (вероятный цикл, показанный штриховой линией на рис.
531
Рис. 28.1. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Ксихьяшан»:
1, 3, 20—грохота; 2 — гирациониая дробилка; 4, 11, 13 — классификаторы; 5, 7 — руч-
ная рудоразборка; 6 — двухдечный грохот; 8— стандартная конусная дробилка; 9—
короткоконусиая дробилка; 10, 12 — стержневые мельницы; 14 — цикл классификации;
15 — качающиеся столы-коицентраторы; 16, 28 — шламовые столы; 17 — центробежный
концентратор; 18, 23, 29 — мокрые высокоинтенсивные магнитные сепараторы; 19, 21,
25, 27 — флотационные камеры; 22—аппарат для пленочной флотации; 24 — электро-
статический сепаратор; 26 — мельница доизмельчения
28.1). Применяется всего 96 качающихся концентрационных
столов.
Цикл концентрации шламов состоит из шламовых столов и '
центробежных сепараторов для основной операции с последую-
щими высокоинтенсивной магнитной сепарацией и флотацией
вольфрамита.
Перечистка концентрата. Гравитационные концен-
траты сначала направляют на сульфидную флотацию, крупные
концентраты обрабатывают пленочной флотацией на качаю-
щихся столах (см. гл. 14), а тонкие — пенной флотацией. Суль-
532
фиды доизмельчают и далее флотацией выделяют молибденито-
вый, висмутинитовый и медный концентраты.
После удаления сульфидов концентраты поступают на мок-
рую высокоинтенсивную магнитную сепарацию для производ-
ства конечного вольфрамитового концентрата, бедного пром-
продукта и немагнитной фракции. Промпродукт сушат и на-
правляют на электростатическую сепарацию с дальнейшей
флотацией вольфрамита с применением олеиновой и толиилар-
сеновой кислот в качестве собирателя и кремнефтористого
натрия в качестве подавителя породы и редкоземельных мине-
ралов. Хвосты флотации представляют собой редкоземельный
концентрат.
Немагнитный продукт доизмельчают, из сульфидов после
контрольной флотации флотируют шеелит. Хвосты шеелитовой
флотации доводят на шламовых столах с получением вольфра-
митового концентрата, промпродукта и хвостов. Промпродукт
направляют на высокоинтенсивный магнитный сепаратор для
получения конечного вольфрамового концентрата из касситери-
тового.
Фирма «Бералт тин энд вольфрам». Крупнейшее вольфра-
митовое месторождение в Европе — Панасквиера в Португалии,
принадлежащее фирме «Бералт тин энд вольфрам» располо-
жено в древнейшей области Сьерра Эстрела. Разработка ме-
сторождения ведется с 1912 г. Последнее расширение предприя-
тия было в 1977 г. с помощью наклонных шахт, вскрывших
нижние горизонты. Также была расширена фабрика предва-
рительной концентрации «Барокка Гранде» с последующей до-
водкой предварительного концентрата при производительности
160 т/сут на старой фабрике «Кабека ду Плао».
Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Барокка
Гранде» показана на рис. 28.2 [11].
Руду, добытую подземным способом, дробят в две стадии
в замкнутом цикле, дробленый продукт разделяется на грохо-
тах 6, верхний продукт которых направляют в бункер 11. Ниж-
ний продукт грохота классифицируют в двух батареях гидро-
циклонов в сериях 7, 9 перед дальнейшим грохочением на аэро-
грохоте 10, верхний продукт которого направляют в бункер
тяжелой среды. Для тяжелосредного обогащения применяется
циклон 12 диаметром 500 мм со средой из ферросилиция
(0,5 кг/т). Легкую и тяжелую фракции промывают и обезво-
живают на грохотах 13, 14 и концентрат направляют на фаб-
рику «Кабека ду Плао» для последующих дробления, обогаще-
ния на столах и магнитной сепарации.
Шламы из питания подготовительного цикла обрабатывают
на установке предварительной концентрации. Четырехспигот-
ный гидроклассификатор 15 подготавливает материал для че-
тырех линий качающихся столов Геркулес 16. Хвосты столов
533
Концентрат
Тонкие хвосты
Рис. 28.2. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Барокка Гранде»
(Португалия):
/ — грохот; 2 — молотковая мельница; 3— вторичное грохочение; 4 — бункер руды; 5 —
конусная дробилка; 6 — подготовительное грохочение; 7. 9 — гидроциклоны; 8 — сгу-
ститель; 10—аэрогрохот; 11— бункер; 12 — тяжелосредный циклон; 13 — грохочение
с промывкой тяжелой фракции; 14—то же, легкой фракции; 15 — четырехспиготный
гидроклассификатор; 16 — столы фирмы «Геркулес»; 17 — классификатор; 18— грохот;
19 — сепаратор Бартлез-Мозли; 20 — столы с деками, имеющими уступы; 21 — сгусти-
тель
поступают в классификатор 17, пески которого направляют
в конечные хвосты, а слив соединяют со сливами гидрокласси-
фикатора 15 и гидроциклона 9 и направляют в шламовый цикл,
состоящий из грохота DSM 18 и двух сепараторов Бартлез-
Мозли, черновой концентрат которых направляют на двухста-
диальную доводку на столах 20 Плат-О.
Обогатительная фабрика «Энрамада» (Боливия). Рудник
Энрамада в Боливии расположен примерно в 1 км от старого
рудника Чойла; оба принадлежат фирме «Интернейшл май-
нинг компани». Это — один из средних рудников Боливии,
расположен в 8 ч от столицы Ла-Пас в верховьях Ама-
зонки.
Обогатительная фабрика «Энрамада» перерабатывает
600 т/сут руды с высоким содержанием WO3 (0,5 %) по относи-
тельно сложной трехстадиальной схеме, состоящей из обогаще-
534
Рис. 28.3. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Энрамада» (Бо-
ливия) :
1— бункер руды вместимостью 200 т; 2 — грохот; 3 — щековая дробилка; 4, 14, 16, 23 —
грохота,; 5, 15 — конусные дробилки; 6 — бункер руды вместимостью 300 т; 7 — промы-
вочная машина; 8 — подготовительное грохочение; 9 — бункер руды вместимостью
500 т; 10— тяжелосредный сепаратор Дайна Вайэрлпул; //—грохот для хвостов; /2 —
грохот для тяжелой фракции; 13, 17 — бункера; 18 — отсадочная машина: 19 — клас-
сификатор; 20 — шаровая мельница; 21 — грохот D.D; 22, 24 — отсадочные машины Вен-
делари; 25, 29 — осадительные конуса; 26 — гидроциклоны диаметром 150 мм; 27 —
сгуститель; 28 — гидроклассификатор; 30 — столы Дайстера (4); 31 — столы Дайстера
(2); 32 — стол Холмана; 33 — сепаратор Бартлез-Кроссбелт; 34 — стол Дайстера
ния в тяжелых средах, отсадки и концентрации на столах
(рис. 28.3).
Предварительная концентрация. Дробление руды
до 12 мм осуществляют в стандартном двухстадиальном цикле,
состоящем из щековой дробилки 3 и конусной дробилки 5, ра-
ботающих в замкнутом цикле. Дробленую руду промывают
535
в промывочной машине 7 и направляют на грохот Аллис Чал-
мерс 8 с отверстиями размером 600 мкм; эти два аппарата уда-
ляют примерно 20 % исходного питания в виде шламов и до
40 % вольфрама перед предварительной концентрацией класса
—12 + 0,6 мм, которая проводится в тяжелосредной сепараторе
10 Дайна Вайэрлпул диаметром 317 мм. Легкую и тяжелую
фракции промывают на соответствующих грохотах 11, 12; лег-
кую фракцию направляют в хвосты.
Отсадка. Тяжелую фракцию тяжелосредной сепарации
додрабливают в дробилке 15, работающей в замкнутом цикле,
после удаления шламов на грохоте 16 направляют на двухста-
диальную концентрацию на отсадочных машинах 18, 22. Хво-
сты двух отсадочных машин 18 доизмельчают в мельнице 20,
работающей в замкнутом цикле с грохотом 21, перед повторной
отсадкой в двух отсадочных машинах Бенделари 22. Концен-
траты обеих стадий отсадки направляют в конечный концен-
трат, а хвосты II стадии являются отвальными.
Нижний продукт (класс —600 мм) грохота 8 после удале-
ния шламов также направляют на трехсекционную отсадочную
машину 24, на которой получают конечный концентрат и хвосты.
Концентрация на столах. Объем хвостов, получае-
мых после I стадии тяжелосредного обогащения отсадки и кон-
центрационных столов, невелик. Нижний продукт грохотов 21,
23 обесшламливают в гидроциклонах 26 диаметром 150 мм, сгу-
щают в сгустителе 27 и классифицируют в трехспиготном гид-
роклассификаторе 28. Продукты спиготов направляют на че-
тыре основных и два промпродуктовых концентрационных стола
Дайстера 30, 31. Слив гидроклассификатора 28 обесшламли-
вают в осадительном конусе 29 диаметром 3 м. Промпродукты
столов перерабатывают на концентраторе Бартлез-Кроссбелт
33. Тонкие продукты цикла подготовки к тяжелосредной сепа-
рации обогащают на концентрационных столах 34. Управление
концентрацией в настоящее время упрощено, оно заключается
в додрабливании крупного продукта и обезвоживании.
Обогатительная фабрика «Канада Тангстен шеелит». Пред-
приятие «Канада Тангстен шеелит» расположено на северо-за-
паде Канады в долине реки Флэт в горах Макензи. Первичным
ценным минералом в месторождении является шеелит, а вто-
ричным— халькопирит. Примеси — пирротин, тальк и кальцит.
Первые два минерала извлекают флотацией, остальные — вы-
щелачиванием.
Первоначальное деревянное здание обогатительной фабрики,
которая была пущена в 1962 г., было полностью уничтожено при
пожаре в 1966 г. (новая фабрика была пущена в конце 1967 г.).
С тех пор были внесены различные изменения в технологиче-
скую схему: установлены гидроциклоны в цикле измельчения,
мельница доизмельчения и гидроциклоны для классификации
536
Концентрат Л
Рис. 28.4. Схема цепи аппаратов шеелитовой обогатительной фабрики «Ка-
нада Тангстен шеелит»:
1— первичное измельчение в стержневой мельнице; 2— гидроциклоны диаметром
380 мм; 3 — грохоты Сала; 4 — классификатор; 5— стержневая мельница доизмельче-
иия; 6 — сгуститель; 7 — кондиционер; 8 — флотокамеры для флотации сульфидов; 9—
мельница доизмельчения; 10 — флотокамеры для перечистки сульфидов; // — столы ос-
новной концентрации (10); 12 — гидроциклоны диаметром 380 мм; 13 — гидроциклоны
диаметром 250 мм; 14 — перечистные столы (7); 15 — грохот Свега; 16 — перечистные
столы (2); 17 — промпродуктовые столы (3); 18— перечистные столы; 19— шаровая
мельница; 20 — гидроциклоны; 21 — вторичная флотация; 22— столы II основной кон-
центрации (4); 23 — столы П перечнстной концентрации (4); 24 — обезвоживающий
классификатор; 25 — обжиг; 26 — магнитный сепаратор Капко; 27 — флотация талька;
28 — грохот; 29— сгуститель; 30 — кондиционер (4); 31—33 — флотационные камеры
соответственно основной, контрольной и перечнстной шеелитовой флотации; 34 — сгу-
ститель; 35 — фильтр
материала, направляемого на сотрясательные столы. В допол-
нение была организована стадия флотации талька и проведены
другие усовершенствования, чтобы работа фабрики была эф-
фективной при изменении характеристик руды.
Фабрика разделена на различные циклы, каждый из кото-
рых связан циркулирующей нагрузкой (рис. 28.4).
Дробление. Добытую подземным способом руду дробят
по стандартной трехстадиальной схеме до 12 мм и складируют
в двух бункерах вместимостью до 800 т.
Измельчение и классификация. Дробленую руду
измельчают в стержневой мельнице 1 размером 2,7X3,7 м, раз-
537
грузку которой соединяют с доизмельченным в стержневой
мельнице 5 размером 2,1X3 м материалом. Далее материал,
содержащий 45 % твердого, перекачивают в два гидроциклона
2 диаметром 380 мм, установленных параллельно. Слив гидро-
циклонов направляют на флотацию талька, а пески распреде-
ляют на 24 барабанных грохота 3. Каждый барабанный грохот
имеет два сита с отверстиями размером 700 и 300 мкм.
Нижний продукт грохота поступает в сгуститель 6 диамет-
ром 12 м, а верхний продукт — в спиральный классификатор 4,
пески которого направляют в стержневую мельницу 5 на II
стадию измельчения. Измельченный материал обеих стержне-
вых мельниц поступает в зумпф насоса.
Сульфидная флотация. Нижний продукт грохота
цикла измельчения крупностью —300 мкм после сгущения до
50 % твердого в сгустителе 6 до недавнего времени флотиро-
вали в две стадии с получением медного концентрата с содер-
жанием меди 25 % и направлением большей части сульфидов
в концентрат.
В связи с высокими затратами (и низкой ценой на медь)
медный цикл был исключен и камеры для основной медной
флотации были превращены во флотокамеры 8 для флотации
сульфидов. Также недавно был введен в действие цикл пере-
чистки сульфидов с целью минимизации потерь шеелита в суль-
фидный черновой концентрат. Этот цикл состоит из мельницы
доизмельчения 9, работающей в замкнутом цикле с гидроцик-
лоном 20, и шести флотационных камер 10. Перечищенный
сульфидный концентрат направляют в хвосты фабрики,
а хвосты флотационных камер 10— на вторичную флотацию
сульфидов во флотокамерах 21.
Гравитационное разделение. Хвосты сульфидной
флотации распределяют на десять трехдечных концентрацион-
ных столов И Дайстер 666 для основной концентрации. Чер-
новой концентрат столов перечищают на семи однодечных сто-
лах 14. Перечищенный концентрат столов перекачивают в клас-
сификатор 24 и далее—на обжиг в печи 25. Промпродукт
столов 14 направляют на грохот 15, нижний продукт которого
концентрируют на двух перечистных столах 16. Богатый пром-
продукт перечищают на трех перечистных столах 17, концент-
рат— на однодечном столе 18. Хвосты перечистных столов
16—18 и 23 классифицируют в гидроциклонах 12, пески кото-
рых вместе с верхним продуктом грохота 15 доизмельчают
в открытом цикле в шаровой мельнице 19 размером 2X1,8 м.
Хвосты основных столов поступают в гидроциклоны 13, пески
которых разгружают в хвосты, а слив вместе со сливом гидро-
циклонов 12 является частью питания шеелитовой флотации.
Разгрузка шаровой мельницы является питанием вторичного
цикла сульфидной флотации 21. Концентрат флотации направ-
538
ляют в отвальные хвосты, а хвосты обесшламливают в гидро-
циклонах 20. Слив гидроциклонов сгущают в сгустителях 29,
а пески распределяют на четыре трехдечных стола 22 для ос-
новной концентрации. Концентрат стола 22 перечищают на че-
тырех однодечных столах 23. Концентрат этих столов присое-
диняют к концентрату первичных перечистных столов и затем
направляют на обжиг.
Общие концентраты всех перечистных столов составляют
питание классификатора 24 для последующего обжига, а все
остальные промпродукты и хвосты столов классифицируют
в гидроциклонах и доизмельчают.
Недавно гравитационный цикл был дополнен гидроцикло-
нами 13 диаметром 250 мм, в которые поступает средняя часть
бедных хвостов основных столов, слив гидроциклонов 13 на-
правляют в сгуститель 29, а пески — в отвальные хвосты.
Тальковая флотация. Т альковый цикл введен с целью
удаления серпентина. Слив первичных гидроциклонов цикла
измельчения является питанием флотационных камер 27, в ко-
торые подают реагент Доуфрос 250 (средний расход 0,03 кг/т).
Концентрат направляют сразу в отвальные хвосты, а хвосты
флотации — в два сгустителя 29 диаметром 12 м, установлен-
ных параллельно, в которые также поступают хвосты гравита-
ционного цикла; сгущенный продукт сгустителей 29 является
питанием шеелитовой флотации.
Шеелитовая флотация. Питанием шеелитовой фло-
тации являются слив гидроциклонов гравитационного цикла и
хвосты тальковой флотации. Сгущенный продукт двух сгусти-
телей 29 с содержанием твердого 40 % кондиционируют в че-
тыре стадии в кондиционерах 30 с добавлением кальцинирован-
ной Na2CO3 и каустической NaOH соды, реагента квебрахо,
силиката натрия, Памак (Pamak W-4) и вспенивателя Р-10.
Флотационный цикл состоит из основных камер 31, конт-
рольных 32 с тремя стадиями перечистки в камерах 33. Извле-
чение WO3 во флотационном цикле составляет около 20 % ис-
ходного питания и в настоящее время содержание WO3 во фло-
тационном концентрате составляет 35 %.
Обжиг и магнитная сепарация концентратов
столов. Концентрат перечистных столов, содержащий 65 %
WO3, 5 % S и 4 % SiO2, обезвоживают в спиральном классифи-
каторе 24 перед обжигом в печи 25. Шестиподовая обжиговая
печь Херрешоф диаметром 3 м работает на жидком топливе;
горелки № 2 и № 4 используют для поддержания температуры
540 °C на поде № 4 и 150 °C на поде № 6.
Разгрузка обжиговой печи передвигается через охладитель
и ковшовым элеватором поднимается в бункер для последую-
щей магнитной сепарации. Отработанный газ улавливается
в циклонах, проходит мокрую очистку и вместе с нижним про-
539
дуктом циклонов возвращается в разгрузку печи. Магнитную
сепарацию осуществляют в двух трехстадиальных магнитных
сепараторах К.апко 26 с получением трех продуктов:
магнитный продукт — направляют в перечистной цикл суль-
фидной флотации для извлечения сульфидов и выделения ше-
елита;
концентрат II со средним содержанием 40 % WO3 и 5 % S;
концентрат I, содержащий 78 % WO3, 0,25 % S и 0,25 % Р;
извлечение WO3 в этот продукт составляет 63 % исходного пи-
тания фабрики.
Обогатительная фабрика «Клаймакс», принадлежащая
фирме «Амакс инкорпорейшн», расположенная в штате Коло-
радо (США), имеет производственную мощность 36 тыс. т/сут.
Хвосты молибденовой флотационной фабрики имеют промыш-
ленное содержание вольфрама в виде вольфрамита, а также
олово в виде касситерита. Они извлекаются на отдельной уста-
новке для побочных продуктов, которая могла бы считаться
крупнейшей в мире вольфрамовой фабрикой (по исходному
питанию).
Установка для попутного получения вольфрама относи-
тельно проста и состоит из гравитационной секции и последую-
щей секции перечистки (рис. 28.5).
Секция концентрации. В течение многих лет первич-
ную концентрацию бедной руды проводили в секции из 742 сд-
нозаходных винтовых сепараторов Хэмфри 1 с последующими
выделением пирита во флотокамерах 3 и перечисткой в секции
из 96 перечистных винтовых сепараторов. Недавно перечистные
сепараторы были заменены на конусы Рейхерта 4. Секция ос-
новной концентрации была также дополнена четырьмя кону-
сами Рейхерта, вследствие этого была уменьшена нагрузка на
каждый индивидуальный винтовой сепаратор, которая соста-
вила 2 т/ч на виток.
Перечищенный концентрат конусов Рейхерта направляют
на 20 однодечных столов Дайстера № 6. На шестнадцати 5 из
них проводят основную концентрацию, на трех 6 — перечистку
промпродукта и на одном 7 — перечистку промпродукта пром-
продуктовых столов. Хвосты всех столов направляют в отвал,
все концентраты — в перечистную секцию. Все эти столы на-
ходятся на одной отметке, каждый — на прочном отдельном
фундаменте для облегчения осмотра.
Перечистная секция. Эта небольшая секция фабрики
состоит из множества разного оборудования, требуемого для
увеличения содержания в гравитационных концентратах столов
до требуемого значения с минимальными потерями в извлече-
нии. Концентраты сотрясательных гравитационных столов обез-
воживают и удаляют железо на барабанных магнитных сепа-
раторах с постоянными магнитами.
540
Рис. 28.5. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Клаймакс»:
/ — винтовые сепараторы; 2, 8 — гидроциклоны; 3 — флотация пирита; 4 — коиус Рей-
херта; 5 — столы для основной концентрации; 6 — промпродуктовые столы; 7, 15 —
магнитные сепараторы: 9— магнитный сепаратор; 10, 14, /5 — классификаторы; // — ос-
новная флотация фосфата; /2 — перечистка фосфатного концентрата; 13— качающийся
стол-концентратор; 17 — сушилка; 18 — грохот; 19 — высокоинтенсивный магнитный се-
паратор
Немагнитную фракцию обезвоживают в классификаторе, на-
гревают и кондиционируют с реагентами для флотации фосфата
от монацита, который постоянно разгружается в хвосты.
Черновой флотационный концентрат перечищают и направ-
ляют на контрольную операцию на сотрясательный концентра-
ционный стол для улавливания вольфрама; несфлотировав-
шийся продукт обезвоживают, сушат и классифицируют для
подготовки к разделению на ленточном магнитном сепара-
торе.
Концентрат столов, поступающий на флотацию, содержит
36 % WO3. Первичный концентрат, получаемый после I стадии
магнитной сепарации, содержит 65 % WO3, после II стадии—•
68 %.
Немагнитный продукт I стадии магнитной сепарации пере-
рабатывают повторно для получения немагнитного касситери-
541
тового концентрата с содержанием 35 % Sn, магнитную фрак-
цию возвращают на I стадию.
Извлечение вольфрама составляет только 70 г/т, однако
в связи с высокой производственной мощностью фабрики еже-
годно получают 800 т вольфрама.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Апоп (1979). Photometric ore sorting at Mount Carbine Mine, Queen-
sland. Min. Mag. Jan.
2. Anon (1980). Progress continues at Hemerdon. Min. Mag. Sept.
1983.
3. Anon (1982a). Tungsten News. 20 (2) Amax Inc.
4. Anon (1982b). Mining Histories: Goto Minero Merladet (Spain). Pri-
mary Tungsten Assn. Bull. No. 15. June.
5. Bazzanella, F. L. and Weyler, P. A. (1978). Examples of Gravity Con-
centration Flowsheets. In Mular, A. L. and Bhappu, R. B. (Eds.). Mineral
Processing Plant Design. AIME New York, 427—444.
6. Collier, D., Dwyer, F. B., Thompson, R. L., and Wulff, E. (1973). Ore
sorters for asbestos and scheelite. 10th Inter. Miner. Proc. Cong. IMM Lon-
don 1007—1022.
7. Grasberg, M. (1979). New Scheelite flotation process results. World
Min. 32 (3) Mar. 54—58.
8. Но, С. E. (1982). Tungsten. Min. Annual Review. 75—6.
9. Hu, W., Wang, D. and Jin, H. (1982). Flotation of Wolframite Slime;
Practice and Technological Innovation. Paper presented at XIV Inter. Miner.
Proc. Cong. Toronto CIM Paper IV-10 14 pp.
10. Karahan, S., Demirci, A., and Atademir, R. (1979). Turkish tungsten
producer re-designs for efficiency. World Min. Sept. 46—51.
11. McNeil, M. (1982). Panasqueira — the largest mine in Portugal. World
Min. Dec. 52—55.
12. Stafford, P. T. (1982). Developments in tungsten supply and demand.
Tungsten: 1982 Proc, of 2nd Inter. Tungsten Symposium, San Francisco Min.
J. Books 115—124.
13. Smith, P. T. (1979). The mining of tungsten. Tungsten Proc, of 1st
Inter. Tungsten Symposium, Stockholm. Min. J. Books 32—63.
14. Weisun, Wu. (1982). Beneficiation and upgrading tungsten ores in
China. Tungsten: 1982 Proc, of 2nd Inter. Tungsten Symposium, San Fran-
cisco Min. J. Books 64—70.
15. Weston, T. P. (1978). Spiral Concentrators in the King Island Schee-
lite Gravity Recovery Circuit. The Aus. I. M. M. North West Queensland
Branch Mill Operators Conf. June 153—158.
16. Woolery, R. G. (1982). Beneficiation of low-grade tungsten ores.
Tungsten: 1982 Proc, of 2nd Inter. Tungsten Symposium, San Francisco. Min.
J. Books 52—63.
17. Wyllie, R. J. M. and Pazour, D. (1979). Xihuashan mines, mills 3000
daily tons tungsten ore. World Min. Oct. 92—97.
Глава 29
ОБОГАЩЕНИЕ ТАНТАЛОВЫХ РУД
В эпоху электроники, космических путешествий и ядерной
технологии человек считает необходимым все шире и шире ис-
пользовать ряд металлов в дополнение к уже известным клас-
сическим.
542
ТАБЛИЦА 29.1
Важнейшие танталовые минералы
Минерал Формула
Танталит ;
В у дж ин ит
Микролит
Симпсонит
Эвксенит
Стибиотанталит
(Мп > Fe)4 (Та > Nb)8O24
Мп4 (Sn > Та, Ti, Fe)4 (Та > Nb)8O3,
(Na, Са)2Та2О6 (О, ОН, F)
А!4Та3О13 (ОН)
(Y, Са, Се, U, Th) (Nb, Та, Ti)9O6
SbTaO4
Эти металлы космической эпохи, такие, как галлий, селен,
цезий, тантал и гадолиний, в настоящее время используются
в относительно небольших количествах, но они тем не менее
совершенно необходимы для развития общества. Большинство
из них извлекают как побочные продукты при переработке дру-
гих минералов, немногие из них получают прямым путем. Тан-
тал и его родственный металл — ниобий — два исключения.
Тантал и ниобий встречаются всегда вместе во многих ме-
сторождениях, хотя вмещающие горные породы различны.
Ниобий встречается в основном в щелочных породах, в то
время как тантал — в кислых, в основном гранитовых пегмати-
тах, почти всегда в комплексе с окисленными минералами,
часто в твердом растворе с ниобием, оловом, ураном, титаном,
резкоземельными элементами и торием. Из известных в настоя-
щее время тридцати танталовых минералов только шесть
имеют промышленное значение (табл. 29.1).
Танталовые минералы встречаются в основном в пегматито-
вых зонах мелкими включениями и в основном с очень низким
содержанием тантала (до 0,1 % ТагОб). Получение тантала
часто связано с производством олова.
Около половины мирового производства тантала (около
1,2 млн. т) получают непосредственно при переработке оловян-
ных шлаков, особенно в Таиланде.
Тантал получают на многих небольших месторождениях, од-
нако только два основных производителя танталовых концент-
ратов: фирмы «Танталум майнинг корпорейшн» в Канаде, где
тантал — основной продукт, и «Гринбуш тин» в Австралии, на
которой производят олово и тантал. Оба предприятия приме-
няют гравитационное обогащение в качестве основного про-
цесса.
Основной промышленный минерал, из которого получают
ниобий,— пирохлор; Бразилия производит 75 % общего миро-
вого потребления. Пирохлоровые концентраты перерабатывают
флотацией.
543
Фирма «Танталум майнинг корпорейшн оф Канада Лтд».
Месторождение Берник Лейк фирмы «Танко» расположено
протянувшейся лентой примерно в 180 км севернее г. Вини-
пег, близко к Манитоба — Онтарио на границе Канады. Тем-
ные пегматиты, расположенные под озером Берник Лейк, были
открыты случайно в 1929 г. во время проведения программы
работ по алмазному бурению, которое испытывали на неболь-
шом участке оловосодержащих пегматитов. Последующее буре-
ние выявило размеры рудного тела: примерно 1,5 км вдоль
штрека, 1 км поперек штрека и примерно 100 м толщиной. В до-
полнение к описанным запасам тантала в пегматитах с по-
мощью алмазного бурения и последующих горных работ были
оконтурены зоны, в которых установлено содержание лития,
цезия, бериллия, галлия и рубидия [11].
Минералогический анализ пегматитового комплексного ме-
сторождения Танко подтвердил данные о наличии 75 разновид-
ностей [3, 4]. Два из этих минералов были впервые описаны
в рудном теле Танко: церинит и танкит. Семь минералов тан-
тало-железосодержащие: вуджинит, микромит, симпсонит, тан-
талит, тапиолит, псевдоиксиомит и стибиотанталит.
Вмещающая порода представлена в основном кварцем, аль-
битом, микроклин-першитом и мусковитом. Литийсодержащий
мусковит — главный компонент в лепидолитовом соединении,
подчиненные — кварц и альбит. Другие сопутствующие мине-
ралы Be, Sn, Ti, Zr—Hf, U, Th встречаются в очень маленьких
количествах (следы).
Технология переработки руды. Расположение. Обога-
тительная фабрика «Танко» расположена на северном берегу
озера Берник Лейк на узком полуострове. Один из заливов ис-
пользуют для складирования хвостов фабрики. Равнинная мест-
ность и очень холодная зима (иногда морозы достигают
—40°C)—определяющие факторы, которые повлияли на ар-
хитектуру обогатительной фабрики. Отделение дробления рас-
положено на территории обогатительной фабрики, включает три
стадии дробления, расположенных в одном конце кранового
пролета, оборудованном также двумя шаровыми мельницами.
Циклы классификации и концентрации расположены вместе на
шестом этаже вдоль кранового пролета (рис. 29.1).
Хотя такое расположение основного оборудования на четы-
рех из шести этажей требует большого числа насосов для пе-
рекачки пульпы и усложняет передвижение операторов, но зато
сокращает объем здания и потери тепла в зимнее время.
Концентрация. Первоначальная технологическая схема
[10] была простой, полностью гравитационной. Руду, дробле-
ную до —20 мм, измельчали в стержневой мельнице до 600 мкм
в замкнутом цикле с грохотом DSM, нижний продукт которого
направляли для извлечения тантала на двухстадиальную кон-
544
Рис. 29.1. Поперечный разрез секции фабрики «Танко»:
1 — административное здание; 2 — бункер руды; 3 — отделение измельчения; 4 — отде-
ление грохочения; 5 — отделение магнитного обогащения; 6 — насосное отделение; 7 —
отделение основной операции обогащения; 8—отделение перечистной операции обога-
щения
центрацию на столах. Содержания Ta2Os в концентрате свыше
50 % достигали легко, несмотря на то, что извлечение редко
составляло более 60 %. Со временем содержание Ta2Og в руде
снизилось с 0,3 до 0,12%, что потребовало уменьшить круп-
ность измельчения с 600 до 200 мкм. Поэтому в технологиче-
скую схему были внесены значительные изменения [1, 6, 12] и
она стала довольно сложной (рис. 29.2).
Фабрика устроена таким образом: имеются четыре цикла
в технологической схеме, в каждом следующем цикле обраба-
тывается более тонкий материал, чем в предыдущем, и получае-
мый концентрат становится частью конечного продукта. Все сек-
ции взаимосвязаны таким образом, что наименьшая часть хво-
стов из одной секции поступает в следующую. В сущности, круп-
ный продукт обогащается в винтовых сепараторах, промежуточ-
ной крупности — на концентрационных столах, тонкие пески —
на концентраторах Бартлез-Мозли и самый тонкий материал —
недавно разработанным флотационным процессом.
В отличие от комплексных гравитационных фабрик на фаб-
рике «Танко» не применяют гидравлическую классификацию
для подготовки измельченного материала перед концентрацией
на столах. Хотя при первоначальном простом цикле в этом не
было необходимости, сложность существующего цикла может
быть уменьшена объединением операций классификаций.
Дробление руды. Руду, добытую подземным способом,
дробят от 300 до —12 мм в три стадии в щековой, стандартной
конусной и короткоконусной дробилках с промежуточным гро-
хочением.
Дробленую руду складируют в три бункера 1 вместимостью
по 500 т, откуда ее выдают с постоянной скоростью 35 т/ч.
Измельчение и первичная концентрация. Из-
мельчение дробленой руды крупностью —12 мм до крупности
раскрытия 200 мкм осуществляют в одну стадию в шаровой
18 Заказ N» 1987 ' ^45
Рис. 29.2, Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Танко»:
1 — бункер руды; 2 — грохот с отверстиями размером 6 мм; 3 — шаровая мельница;
4 — грохот с размером отверстий 2 мм; 5 — магнитный сепаратор; 6 — грохот с отвер-
стиями размером 0,2 мм; 7 — винтовой сепаратор (основная сепарация); 8— перечист-
ной винтовой сепаратор; 9— двухзаходиый винтовой сепаратор; 10 — грохот DSM; // —
гидроциклон диаметром 150 мм; 12 — столы Дайстер-666 (7); /3 — грохот CTS: 14—
промпродуктовый стол; 15 — мельница доизмельчения; 16 — гидроциклоиы диаметром
150 мм; 17 — гидроциклоны диаметром 100 мм; 18 — грохот для тонкого грохочения;
19 — винтовые сепараторы контрольной операции; 20 — винтовые сепараторы контроль-
ной операции II; 21— гидроклассификатор; 22— стол Дайстера; 23 — сепаратор Барт-
лез-Мозли; 24— кондиционер; 25 — флотационные камеры основной флотации; 26 —
столы Холмана (6): 27— сгуститель; 28 — перечистные флотационные камеры; 29 —
флотационные камеры контрольной флотации; 30. 39 — концентраторы Кроссбелт; 31 — t
спиральный классификатор; 32 — бак-сборник; 33 — грохот CTS; 34 — мельница доиз-
мельчения; 35 — магнитный сепаратор; 36 — перечистной стол; 37 — перечистные столы
(2); 38 — гидроциклоны диаметром 75 мм; 40 — фильтр; 41 — сушилка
мельнице 3 с разгрузкой через решетку. Измельчение осуществ-
ляется в замкнутом цикле с двухстадиальным грохочением на
грохотах 4, 6 с отверстиями размером соответственно 2 и
S46 . S88I «Л > 4 «о-е *!
0,2 мм. Гидроциклоны для классификации не используют, чтобы
уменьшить потери мельчайших очень ломких танталовых мине-
ралов. Крупный продукт возвращается в мельницу на доиз-
мельчение. Класс —1000 + 200 мкм содержит некоторое коли-
чество раскрытого тантала, и его необходимо удалять для
уменьшения переизмельчения. Для этой цели установлены два
стандартных концентратора GEC 7, черновой концентрат кото-
рых поступает в группу перечистных винтовых сепараторов 8
прежде, чем его направляют на концентрационный стол Дай-
стера 36 для конечного обогащения до промышленной кондиции.
В секции винтовых сепараторов извлекают около 30 % тан-
тала (от содержания в конечном концентрате). Хвосты винто-
вых сепараторов направляют на грохочение по классу 200 мкм
на грохотах DSM 10, верхний продукт которых возвращают
в шаровую мельницу на доизмельчение. Подрешетный продукт,
содержащий тонкие частицы тантала и слюды, направляют за-
тем на винтовой сепаратор 9.
На этой стадии не делались попытки получить конечные
хвосты после винтовых сепараторов; единственной целью было
извлечь свободные легкие нераскрытые минералы из циркули-
рующей нагрузки, возвращая тяжелый нераскрытый материал
в цикл измельчения.
Песковый цикл. Основную массу извлеченных из руды
минералов получают в песковом цикле. Измельченный и от-
грохоченный материал поступает на I стадию классификации
в батарею гидроциклонов 11 диаметром 150 мм, нижний про-
дукт которых далее поступает на семь трехдечных столов Дай-
стера 666 12, установленных параллельно. Промпродукт сто-
лов направляют на грохочение по классу 150 мкм на грохоте
Бартлез CTS 13, надрешетный продукт которого возвращают
на доизмельчение в мельницу 15, а подрешетный продукт об-
рабатывают на трехдечном столе Дайстера 14.
Концентраты песковых столов объединяют и направляют на
классификацию по крупности 40 мкм в спиральном классифи-
каторе 31. Пески классификатора поступают на два однодеч-
ных качающихся стола Дайстер-6 37, а слив классификатора
обезвоживают в гидроциклоне 38 и направляют в концентратор
Бартлез-Кроссбелт 39. Общий концентрат этих секций содер-
жит примерно 60 % извлекаемого тантала.
Хвосты песковых столов классифицируют в гидроциклонах
16, 17 и направляют на вибрационный грохот 18 с отверстиями
размером 50 мкм. Надрешетный продукт поступает на конт-
рольную доводку в винтовые сепараторы GEC 19, 20, хвосты
которых являются отвальными. Концентрат спиральных кон-
центраторов GEC классифицируют в гидроклассификаторе 21
(такой гидроклассификатор один на фабрике «Танко») на три
класса, каждый из которых обрабатывают на одном однодеч-
18* 547
ТАБЛИЦА 29.2 ' л .; ?' - ./< ,:г? - ()
Показатели работы обогатительной фабрики «Танко»
Продукт Выход, т/сут Содержание Т Э2О5, % Распределе- ние, %
Концентрат: j
винтового сепаратора 0,65 31 21
пескового цикла 1,03 42 45
шламового цикла 0,29 20 6
Общий концентрат Г 1,97 35 72
Хвосты (песковые) 576 0,015 9
Шламы 222 0,082 19
Исходное питание 800 0,12 100
ном и одном трехдечном столах Дайстера 22. Слив гидроклас-
сификатора поступает в два сепаратора Бартлез-Мозли 23.
Эффективное грохочение хвостов пескового цикла по классу
50 мкм было проблемой и были испытаны различные типы
грохотов: DSM, гидроклассификаторы, CTS и Деррик. Эффек-
тивность последнего грохота наименьшая, хотя эксплуатацион-
ные расходы наиболее высоки.
Шламовый цикл. В последние годы на фабрике при-
лагают значительные усилия для повышения эффективности
извлечения тантала из шламов (—40 мкм). Однако они оста-
ются основной причиной потерь тантала на фабрике. В тече-
ние многих лет, когда на фабрике применяли чисто гравита-
ционную схему, в шламовом цикле использовали сепаратором '
Бартлез-Мозли, шламовые столы Холмана и концентраторы
Бартлез-Кроссбелт. В этом трехстадиальном цикле удавалось
извлекать материал крупностью +20 мкм, а танталитовые '
частицы крупностью —20 мкм терялись. С развитием процесса
флотации для тантала [2] он частично заменил гравитационный
цикл.
Две стадии обесшламливания осуществляют в батареях гид-
роциклопов диаметры 150 и 100 мм для эффективной подго-
товки материала перед флотацией. Цикл, в котором обраба-
тывают обесшламленный материал, состоит из флотации и гра-
витации 24—30, тесно переплетенных, с помощью которых по-
лучают товарную продукцию с приемлемым извлечением.
Концентраты. Все концентраты единого качества (около
35 % Ta2Os) объединяют, сушат, упаковывают и продают. Со- ’•
держание олова в концентрате в среднем составляет около
14 %, и предполагает его удаление. Полное извлечение на фаб-
рике составляет свыше 72 % (табл. 29.2).
Технологический контроль. Лаборатория оборудо-
вана полуавтоматической системой Филипс PW 1220 XRF для
проведения анализа на содержание TasOs, БпОг, Nb2Os и Т1О2.
548
Для проведения тщательного анализа на определение галлия,
рубидия, цезия и Р20з используют систему Филипс PW 1540.
Литий и другие щелочные металлы определяют автоматическим
спектрофотометром Перкин-Элмер 305 Б. Анализы на потоке
выполняют с помощью поточного анализатора системы Мин-
тек [7].
Фирма «Гринбуш тин Лтд». Месторождение Гринбуш рас-
положено на юго-западе Австралии. Из руды этого месторож-
дения получают касситеритовый концентрат с 1888 г. и танта-
литовый концентрат с 1944 г. До 1974 г. разрабатывали аллю-
виальные отложения, однако основным источником производства
был пегматит. Горные работы продолжают сосредотачиваться
от основного пегматитного, штреками 3000 м длиной, с обна-
на каолинизированном участке, находящемся на высоте 50 м
женпем породы шириной до 250 м [9]. На месторождении име-
ются неравномерные включения касситерита, колумбит-танта-
лита и стибиотанталита с пегматитом при среднем содержании
з руде 0,02—0,002 % TajOs- Стибиотанталит был первым тан-
таловым минералом, обнаруженным в западной Австралии
в 1893 г. [5], однако в то время основным источником получения
тантала считался пегматит.
В связи с повышением цены на тантал в конце 1970 г. осо-
бое значение получили производство тантала из касситерита и
последующее увеличение производства стабиотанталита. Пег-
матит является основным источником минерализации олова и
тантала в месторождении. Основная составляющая часть мине-
ралов— полевой шпат и сподумен, выветренные на глубине
50 м, добываемые бурением и взрывными работами. Для кон-
центрации минералов применяют дробление и измельчение.
Хотя пегматит — основной в отложении, его добыча и перера-
ботка аналогичны аллювиальным месторождениям. Технологи-
ческая схема поэтому проще, чем на фабрике «Танко», за ис-
ключением того, что добавляется установка сухого обогащения
для разделения различных тяжелых минеральных фракций.
Основные промышленные минералы: касситерит, который
содержит в себе включения тантала, танталит и стабиотанта-
лит. Встречаются в небольших количествах тапиолит, вуджи-
нит, микроклин и гольтит [8].
Фирма «Гринбуш тин Лтд» также ведет большие бурильные
работы с целью расширения поверхности рудного тела. Эти
шахты будут основным источником получения тантала.
Технологический процесс. Процесс на обогатительной фаб-
рике «Гринбуш» включает четыре различные фазы. Руда по-
ступает сначала на первичную установку, затем на установки
мокрого и сухого обогащения.
Первичная обработка. Добытую экскаватором руду
перевозят на установку первичной обработки, которая состоит
549
Рис. 29.3. Схема цепи
аппаратов первичной
обработки руды на фаб-
рике «Гринбуш»:
Л 4 — промывочные бара-
баны; 2 — вибрационный
грохот; 3 — мельница само-
измельчения; 5 —гндроцнк-
лон; 6 — отсадочная ма-
шина (основная операция);
7 — отсадочная машина (пе-
речнстная операция); 8 —
винтовой сепаратор
из двух параллельных промывочных секций, секций измельче-
ния и концентрации (рис. 29.3).
Руду промывают в две стадии в промывочных барабанах
производительностью 200 м3/ч. Материал крупностью +10 мкм
направляют на вибрационные грохота 2, а материал крупно-
стью + 300 мм удаляют в отвал. Материал класса —300 +
+ 10 мм, состоящий из разрушенной породы, кусков глины,
а также мелких кусков породы транспортируют в мельницу са-
моизмельчения 3. Измельчение в течение 8 мин достаточно для
дезинтеграции (разделения) твердых и глинистых частиц. Да-
лее разгрузку мельниц направляют на промывочный грохот 4 >
с отверстиями размером 10 мм.
Обесшламливание материала крупностью —10 мм проводят
в одну стадию в обезвоживающих гидроциклонах 5 диаметром
450 мм; этот процесс похож на операцию в драгах. Попыток из-
влечь тонкий ценный минерал, который уходит со сливом гид-
роциклона, не делается. Пески гидроциклона поступают в 16 че-
тырехкамерных отсадочных машин 6, установленных парал-
лельно, каждая из которых имеет площадь поверхности отсадки
1040 мм2. Хвосты отсадочных машин направляют в отвал, кон-
центрат основной отсадки перечищают в двух трехкамерных
отсадочных машинах 7 с той же площадью отсадки, что и ма-
шины основной операции.
Богатый концентрат, содержащий примерно 40 % кассите- ,
рита и 10 % танталита, получают в первой камере каждой от-
садочной машины, во второй камере получают бедный кон-
центрат (10 % касситерита и 5 % танталита). Продукт третьей
камеры направляют на концентрацию в винтовой сепаратор 8,
а затем — в бункер бедного концентрата.
Установка мокрого обогащения. Концентраты ус-
тановки первичного обогащения ежедневно перевозят на уста-
новку мокрого обогащения. Богатые и бедные концентраты пе-
550
ж
2
3
Питание
Ji’.
ГУ
ХВосты
8
танталит
ХВосты
Рис. 29.4. Схема доводки чернового концентрата на фабрике «Гринбуш»:
1, 3 — промывочные барабаны: 2 — магнитный сепаратор; 4 — валковая дробилка; 5 —
гидроцнклон; 6 — гидроклассификатор; 7 — качающийся стол-концентратор; 8, 16 — вин-
товые сепараторы; 9— кондиционер; 10 — сушилка; // — грохот Кесон; 12— пневма-
тические столы; 13 — высокоградиентный валковый сепаратор; 14 — магнитный сепара-
тор Рапид; 15 — пневматический стол
-----0 0
г- о о
1' СтиВиотанталат
На поВторндю оЪраВаткд '
'Ильменит и магнетит
Танталит
Загрязненный
'' Касситерит
рерабатывают раздельно (рис. 29.4). Исходное питание промы-
вают в промывочном барабане 1, магнетит и ему подобные ми-
нералы извлекают на магнитном сепараторе 2. Немагнитный
материал снова промывают в промывочном барабане 3 с от-
верстиями размером 1,6 мм, верхний продукт которого дробят
в валковой дробилке 4.
Нижний продукт промывочного барабана обесшламливают
в гидроциклоне 5, слив которого сразу направляют в хвосты.
Богатый концентрат крупностью —1,6 мм перекачивают в пере-
мешивающий чан (кондиционер) 9, а бедный разделяют на че-
тыре класса в гидроклассификаторе Стокса 6.
Грубый продукт первого спигота направляют в перемеши-
вающий чан, а другие три продукта — на мокрую концентрацию
на концентрационных качающихся столах Вифлея 7. Концент-
рат столов самотеком поступает в бункер, а хвосты перекачи-
вают на основную, перечистную и контрольную концентрацию
в винтовые сепараторы 8. Концентрат винтовых сепараторов
возвращают в гидроклассификатор 6, а хвосты, содержащие
551
примерно 0,2 % SnO2 и 0,1 % Та2О5, направляют в отвал. После
перемешивания концентрат сушат в сушилке 10 и складируют
для последующего разделения.
Установка сухого обогащения. Высушенный кон-
центрат направляют на грохот Кесон 11, разделяющий мате-
риал на восемь классов, каждый из которых обрабатывается
раздельно (выход каждого класса 1 т/ч). На пневматических
столах 13 выделяют кварц, турмалин, циркон и ильменит перед
дальнейшим направлением материала на высокоградиентный
роликовый электростатический сепаратор 13.
Проводниковая фракция состоит из касситерита, танталита
и ильменита и разделяется далее на четырехдисковом магнитном
сепараторе Рапид 14. Четырехдисковып сепаратор имеет мас-
ляное охлаждение катушек, развивает индукцию 20 Тл и обес-
печивает чистоту выделяемого немагнитного касситерита. На
сепараторе Рапид получают три продукта. На первом диске
выделяют ильменит, железо и другие сильномагнитные мате-
риалы. На втором и третьем дисках получают конечный тан-
талитовый концентрат, на четвертом — высококачественный
танталит-ста-биотанталит-вудженитовый концентрат.
Непроводящая фракция высокоградиентного роликового се-
паратора состоит из стибиотанталита, циркона и кварца и окон-
чательно доводится на пневматических стола.х 15 с получением
конечного стибиотанталитового продукта. Повторная перера-
ботка промпродуктов этих высокоградиентных сепараторов по-
зволяет получить касситеритовый и танталитовый концентраты,
загрязненные сростками стибиотанталита. Показатели работы
установки сухого обогащения приведены в табл. 29.3.
Металлургическая переработка. Объединение
металлургического передела с обогатительной фабрикой «Грин-
буш» дает возможность полного извлечения ценных компонен-
тов из касситеритового и стибиотанталитового концентратов, так
же как и из бедного концентрата, получаемого на четвертом
диске магнитного сепаратора Рапид. Касситеритовый концент-
рат подвергают двухстадиальной плавке в электрической печи
ТАБЛИЦА 29.3
Состав продуктов, полученных на обогатительной фабрике «Гринбуш», %
Минерал Та2О5 Nb2O5 SnO2 SbjOy TiO2 Fe2O9 A12O3
Танталит 43 28 3,5 0,2 3 12 0,5
Стибиотан- 30 15 10 33 0,7 1 0,5
талит Касситерит 3,2 1 93 0,35 0,3 0,9 0,1
552
с получением олова и танталового стекла (20 % Та2О5). Для
разделения стибиотанталита получили развитие две техноло-
гии: пирометаллургический процесс с получением сурьмяно-оло-
вянного сплава и богатого танталосодержащего шлака и гид-
рометаллургический процесс с получением сурьмы и пятиок-
сида тантала.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Burt, R. О. (1979). Tantalum Mining Corporation’s gravity concentra-
tor Recent Developments. Bull Can. Inst. Min. and Metall. 72 Sept. 103—
108.
2. Burt, R. O., Flemming, J., Mills, C. and Hamonic, F. (1982). The flo-
tation of tantalum minerals. Paper presented to XIV Int. Miner. Proc. Cong.
Toronto, Oct. Paper IV-12, 19 pp.
3. Cerna, I., Cerny, P., Crouse, R. A., Ferguson, R. B., Grice, I. D., Ma-
cek, J. J. and Rinaldi, R. (1972). The Tanco Pegmatite at Bernie Lake, Ma-
nitoba I—VIII. Canad. Mineralogist 11 (3) 591—734.
4. Crouse, R. A., Cerny, P., Trueman, D. L. and Burt, R. O. (1979).
The Tanco Pegmatite, Southeastern Manitoba. Bull. Can. Inst. Min. and Me-
tall. 72 Feb.
5. East, I. I. (1983). A new mineral from the Greenbushes Tinfield W. A.
Aust. Min. Standard 11 234.
6. Flemming, J., Mills, C. and Burt, R. O. (1982). Tanco’s rare metal
concentrator. Can. Min. J. Mar. 40—47.
7. Hamonic, F. (1980). Mintek on-stream Analyser at Tanco. Paper pre-
sented to Tantalum Symposium, Reading, Pa.
8. Hatcher, M. I. and Bolitho, В. C. (1982). The Greenbushes Pegmatite,
south-west Western Australia in Cerny, P. (Ed.) Granitic Pegmatites in
Science and Industry. Miner. Assoc. Can. Short Course Handbook 8 Winni-
peg, May.
9. McSweeney, V. J. and Bolitho, В. C. (1982). Pyrometallurgy and
Hydrometallurgy applied to a tin-tantalum-antimony association at Green-
bushes Australia. Paper presented at Seminar on Beneficiation of Tin and
Associated Minerals. SEATRAD Bangkok Oct. 15 pp.
10. Raicevic, D. (1968). Concentration of Tantalum from the Bernie Lake
Pegmatite Deposit. Bull. Can. Inst. Min. and Metall. 61 (680) 1439—
1444.
11. Trueman, D. L. and Burt, R. O. (1983). The Tanco Pegmatite—an in-
dustrial Mineral Resource. Paper presented to Annual Mtg. of Inst. Mm.
and Metall. Winnipeg, April — 27 pp.
12. Williams, С. I., Hayward, J., Ambler, J. and Karklin, G. A. (1977).
Tantalum Mining Corporation of Canada Ltd.— Bernie Lake Concentrator.
In Pickett, D. E. (Ed.). Milling Practice in Canada CIM Special Vol. 16.
333—336.
< . W
'ith
Глава 30 \
ОБОГАЩЕНИЕ ДРУГИХ МИНЕРАЛОВ
В предшествующих главах этого раздела были описаны тех-
нологические схемы гравитационного обогащения различных
минералов — от малоценных промышленных минералов до
553
золота в Южной Африке. Однако область применения гравита-
ционного обогащения шире, чем показано в предыдущих гла-
вах, и эта конечная глава посвящена гравитационным методам
обогащения сравнительно редко встречающихся минералов.
При гравитационном обогащении используют такие старые
методы, которые в настоящее время кажутся архаичными.
Много новых разработок явилось результатом развития эффек-
тивных дешевых высокопроизводительных устройств предвари-
тельной концентрации, особенно тяжелосредная сепарация,
которая нашла применение в таких различных областях, как
переработка сульфидных руд и извлечение алмазов. Конус Рей-
херта также стали применять для предварительной концентра-
ции руд, содержащих уран, платину и сульфиды.
Обогащение алмазов. Алмазы добывают в основном в СССР
и Южной Африке (Заир, ЮАР, Намибия, Сьерра Леоне и Бот-
свана) [2].
Первичное обогащение руд. Алмазы являются, вероятно,
наиболее ценными из всех минералов, особенно после сорти-
ровки и огранки. Парадоксально, однако, что ценность добы-
ваемой руды часто экстремально мала из-за малого содержа-
ния алмазов в руде, в пределах от 10 до 100 карат на 100 т
РУДЫ [2].
Например, установлено [5], что содержание ценного компо-
нента в руде, добываемой на руднике Премьер (ЮАР), кото-
рый явился источником алмазов Каллинан и других знамени-
тых камней, меньше, чем в бедной медной руде. Для 100 %-го
извлечения в возможно меньший объем высокоценных отдель-
ных алмазов требуется очень эффективная и дешевая предва-
рительная концентрация.
Первичная концентрация алмазов в течение столетия про-
водилась на лотках, позднее на отсадочных машинах, после
второй мировой войны оба этих метода использовали в равной
степени [1]. ,
В середине 1940 г. компанией «Англо Америкен корпо-
рейшн» вновь введена в строй фабрика «Премьер Диамонд»,
на которой применяли отсадку до тех пор, пока фабрика не
была закрыта в 1932 г.
Лабораторные работы на опытной фабрике по тяжелосред- •
ной сепарации с использованием в качестве тяжелой среды
ферросилиция подтвердили ее эффективность, и в 1950 г. была
построена установка производительностью 13 тыс. т/сут — пер-
вая в Африке и крупнейшая в мире с использованием тяжело-
средных конусов.
Тяжелосредные циклоны были установлены на алмазной
фабрике «Виллиамсон» (Танзания) в 1955 г., но до 1961 г. их
не применяли в Южной Африке в связи с трудностями по при-
обретению патента [1].
554
Рис. 30.1. Схема типичного Патана
цикла разделения в тяже-
лосредных гидроциклонах:
1 — подготовительное грохоче-
ние; 2 — емкость с тяжелой
жидкостью; 3 — тяжелосредный
циклон; 4— грохот для тяже-
лой фракции; 5 — грохот для
всплывшей (потонувшей) фрак-
ции
Тяжелая среда, на
регенерацию
Концентрат
ХВосты
Тяжелосредные циклоны в настоящее время являются ос-
новным оборудованием, применяемым для тяжелосредной сепа-
рации при извлечении алмазов, и на всех вновь вводимых фаб-
риках запроектирована их установка [5].
Типичные установки первичной концентрации включают
дробление и грохочение с последующей одно- или двухстади-
альной тяжелосредной сепарации. Основная масса руды при
этом сокращается в 1000 раз [10].
Использование тяжелосредной сепарации для разделения
алмазов плотностью 3500 кг/м3 от породы плотностью в основ-
ном ниже 2700 кг/м3 не казалось слишком серьезной пробле-
мой; многие тяжелосредные установки были предназначены
для разделения минералов плотностью, различающейся менее
чем на 100 кг/м3. Однако 99 %-е извлечение ценного компонента
с 99 %-м удалением пустой породы в хвосты не известно. Эф-
фективная работа — главная для алмазных установок.
Типичная схема тяжелосредной сепарации показана на
рис. 30.1, а показатели работы некоторых фабрик, применяю-
ТАБЛИЦА 30.1
Показатели работы некоторых тяжелосредных установок
Предприятие Страна ' Год внедрения процесса 1 Крупность пита- ния, мм 1 Производитель- ность, т/ч Способ подачи питания Число гидроци- иклоиов (диа- метр, мм) Степень концен- трации Извлечение, %
«Виллиамсон» Танзания 1955 -6+1 155 Насос 6 (300) 475 97
«Премьер № 9» ЮАР 1964 —6+3 200 » 2 (600) 250 97
«СДМ» № 4 ЮАР 1969 —25+2 360 Самотек 4 (600) 50 99
«Премьер» (не- ЮАР 1970 —8+1,8 340 Насос 4 (600) 125 98
реработка ста- рых отвалов) «Орапа» Ботсвана 1971 —25+1,6 350 Самотек 4 (600) 100 98
«Коффифонтайн» ЮАР 1971 —30+0,5 560 То же 7 (600) 300 98
555
щих тяжелосредное обогащение, приведены в табл. 30.1. Эта
информация, а также обсуждение проблемы представлены
в работе [6].
Подготовка питания. Как и на всех тяжелосредных
установках, эффективная подготовка питания является предпо-
сылкой эффективного разделения. Для алмазов удаление как
шламов, так и воды важно в равной степени. Избыточные
шламы, если они попадают в процесс, накапливаются и соз-
дают трудности с плотностью среды, вызывая повышение вязко-
сти пульпы и в результате снижение эффективности сепара-
ции в циклоне.
В первых циклонных установках подготовка питания заклю-
чалась в добавлении тяжелой среды в зумпф насоса и перека-
чивании смеси через циклоны, но установки последних моделей
используют по мере возможности самотечную подачу питания.
В этом случае исходный материал и тяжелую среду перемеши-
вают в постоянной емкости, находящейся на высоте 5 м и более
над циклоном, и затем самотеком подают в циклон.
При открытой разработке месторождений трава, корни кус-
тов могут стать проблемой, как, например, на фабрике «Орапа»
в Ботсване, для преодоления которой используют в качестве
емкости пирамидальные классификаторы с постоянной подачей
верхнего продукта (слива) в качестве исходного питания в гид-
роциклон.
Соотношение между рудой и тяжелой средой.
Используемый термин содержания твердого бессмыслен в тя-
желосредной сепарации, в которой жидкость сама является сус-
пензией. Термин соотношение между рудой и тяжелой средой
поэтому более важен. Тогда как это отношение может быть
равно 3—4 для обычной разделяемой руды, для амлазных руд
из-за чрезмерного погружения фракций и ценных компонентов
для эффективной работы требуется это отношение поддержи-
вать на уровне от 5 до 7.
В качестве тяжелой суспензии на всех алмазных фабриках
предпочитают измельченный ферросилиций. Гранулированный
ферросилиций используют только тогда, когда соотношение ме-
жду рудой и тяжелой средой выше среднего для минералов
близкой плотности.
Тяжелоср едные циклоны. Основная масса алмазных
фабрик использует стандартные циклоны Нихард с углом ко-
нусности 20°, хотя есть фабрики, на которых установлены тя-
желосредные циклоны с углом конусности 40°. В основном
диаметр циклонов составляет 600 мм, производительность 75—
100 т/ч; продукт может дальше поступать на стандартный сла-
бонаклонный грохот размером 1,8X4,9 м.
Обработка тяжелой среды. Регенерация тяжелой
среды, включая извлечение, перечистку и др., изложена в гл. 9.
556
Контроль. На первых тяжелосредных установках плот-
ность контролировали вручную, на большей части современных
обогатительных фабрик применяют автоматизированные си-
стемы контроля, использующих для определения плотности раз-
личные ядерные или магнитометрические приборы. В лаборато-
рии «Бирс Диамонд Ресерч» разработаны поточные плотномеры
дтя измерения этого параметра.
Вторичная концентрация. Тяжелосредные обогатительные ус-
тановки с одной или двумя стадиями сокращают основную
массу руды до 0,1 % питания; извлечение алмазов составляет
свыше 98 % с содержанием в концентрате 100—1000 карат на
1 т. Этот черновой концентрат направляют на сортировку
в рентгенометрическом сепараторе или на классический про-
цесс— обогащение на жировых поверхностях (жировые столы).
Для последнего процесса предварительной концентрации алма-
зосодержащих руд применяют наклонные вибрационные столы,
покрытые толстым слоем петролиума. Алмазы прилипают
к жировой поверхности благодаря своей гидрофобности,
в то время как гидрофильные частицы породы смываются
со стола.
Жир снимают со стола периодически или непрерывно и по-
мещают в перфорированную емкость для выпаривания воды.
Жир плавится и просачивается через перфорированные отвер-
стия, где его собирают для повторного использования. Если
в емкость попадают алмазы, то их направляют на сортировоч-
ную установку [18]. Конечная сортировка алмазов по крупно-
сти, цвету и качеству и сегодня остается ручной [4].
Обогащение платиновых руд. Южная Африка производит
свыше 75 % платины в мире (95 % в капиталистических стра-
нах), главным образом на комплексе Бухсвелд.
Первоначально разрабатывали окисленный участок рудной
жилы, обогащение вели по гравитационной схеме [3], достигая
извлечения 74 %, с дальнейшим увеличением его на 8 % путем
включения в схему контрольной флотации. Изменение состава
исходной руды (взамен окисленной руды пошла сульфидная)
вызвало пропорциональное снижение извлечения в гравитаци-
онный концентрат. В начале 1970-х гг. аппараты с рубчатым
покрытием были заменены на флотационные камеры Давкра [7],
концентрат которых в последующем направили на сотрясатель-
ные столы-концентраторы для извлечения магнитных минера-
лов. Схема цепи аппаратов извлечения платины на фабрике
«Бухсвелд» показана на рис. 30.2.
Установка флотационных камер, в которые поступают рас-
крытые в цикле измельчения сульфидные минералы, не позво-
ляет достичь полного извлечения. Плотность пульпы в камерах
(1700 кг/м3) намного выше оптимальной для флотации. Кроме
этого, в камерах происходит осаждение слишком крупного
557
Рис. 30.2. Схема цепи ап-
паратов платиновой обога-
тительной фабрики:
1 — стержневая мельница; 2 —
флотационные камеры; 3 — пе-
речистные столы; 4 — гидро-
циклон; 5 — шаровая мельница
питания и в результате наблюдаются резкие колебания скоро-
сти удаления концентрата и качества слива гидроциклонов.
Высокое содержание талька в месторождении вызывает
трудности ведения флотационного процесса, бедный черновой
концентрат направляют в перечистную секцию. Хвосты пере-
чистки имеют высокое содержание ценного компонента и их
возвращают в питание основной флотации, хотя такой процесс
часто расстраивается, так как создает циркулирующую на-
грузку из талька и других «промежуточных» частиц.
Исследовательские работы. Гравитационное обогащение не-
однократно рассматривалось как альтернатива флотационного
процесса для извлечения крупных частиц или в качестве конт-
рольной операции для хвостов флотации [7].
Проведенные опытные испытания в лаборатории «Коунсил
фо Минерал Технолоджи» включали концентрацию хвостов
флотации в желобах Рейхерта (искусственно воспроизведенных
из конусов Рейхерта), концентрационных столах и флотацию
(рис. 30.3).
В этом опытном цикле было достигнуто извлечение платины
свыше 40%, главным образом, из материала крупностью
+ 75 мкм, концентрация платины повысилась от 7,5 до 3800 г/т.
Такая высокая степень обогащения стала возможной благодаря
стадии гравитационного обогащения с удалением всего талька,
серьезно мешающего флотационному разделению платины и
хромита. Включение в процесс цикла измельчения позволило
увеличить извлечение платины еще на 5 %.
Концентрат
Рис. 30.3. Гравитационное обогащение чернового платинового концентрату.
1 — желоб Рейхерта,; 2 — перечнстной стол; 3 —мельница; 4, 6 — флотационные камерцс-
5 — мельница доизмельчения
558
Рассматривалась возможность вместо концентрационных
столов установить концентратор GEC Дуплекс.
Обогащение сульфидных руд. Может быть несколько неожи-
данным в наше время, что гравитационная предварительная
концентрация опять проектируется для некоторых предприятий,
перерабатывающих сульфидные руды. В настоящее время гра-
витация включается в технологические схемы во многих стра-
нах, например Австралии [14], Канаде [И, 13], Италии [8], ЮАР
[17] и США [12].
Предварительное гравитационное обогащение сульфидных
руд имеет следующие преимущества:
извлечение металлических (магнитных) частиц или оксидов
из руды;
уменьшение массы руды (за счет выделения породы), на-
правляемой на флотацию, или увеличение общей производ-
ственной мощности фабрики, на которой стадия предваритель-
ной концентрации является дополнительной;
уменьшение доли кремнийсодержащих материалов, а в ре-
зультате снижение индекса Бонда и поэтому улучшение спо-
собности к измельчению;
уменьшение расхода флотационных реагентов на 1 т пита-
ния.
Технологические схемы большинства обогатительных фаб-
рик, перерабатывающих сульфидные руды, включают обогаще-
ние в тяжелых средах, конусах Рейхерта или отсадочных ма-
шинах и столах.
Установии для обогащения в тяжелых средах. Одной из пер-
вых фабрик, на которой начали применять тяжелосредное обо-
гащение, является фабрика «Сулливан» фирмы «Коминко Лтд»
в Британской Колумбии (Канада) [9, 11]. На этой фабрике,
введенной в 1923 г., было установлено в 1949 г. два сепаратора
Хунтингдон-Хеберлейн, каждый производительностью 250 т/ч,
на которых перерабатывалась руда, дробленая до 30 мм.
Применяется обычная стандартная подготовка питания
(в данном случае до 5 мм). Затем — тяжелосредная сепарация,
обезвоживание на грохоте, промывка легкой и тяжелой фрак-
ций и регенерация среды.
Фирма «Коминко» на фабрике в качестве тяжелой среды
применяет галенит, который извлекают флотацией после из-
мельчения в шаровой мельнице.
Масса всплывших частиц изменяется значительно, но в сред-
нем составляет 36 % питания с направлением в отходы около
2/з исходного.
На современных обогатительных фабриках используют ста-
тические и динамические тяжелосредные сепараторы, послед-
ние, возможно, употребляются чаще, так как в них получают
более мелкие отходы.
559
Рис. 30.4. Схема цепи аппаратов отделения предварительной концентрации
на фабрике «Юнг» фирмы «Асарко» [12]:
{ — грохот; 2 — щековая дробилка; 3 — двухдечный грохот; 4— конусная дробилка;
5 — бункер руды; 6 — подготовительное грохочение: 7 — тяжелосредный конус; 8, 9 —
обезвоживающие грохота; 10 — классификатор; И — бункера для мелкой руды
Статический тяжелосредный сепаратор установлен на фаб-
рике «Юнг» фирмы «Асарко» (США, шт. Теннесси) [12], а ди-
намический— на недавно введенной установке стоимостью
26 млн. долл, на фабрике «Маунт-Айза» (Австралия) [14].
Фабрика «Юнг» перерабатывает приблизительно
7700 т/сут руды с содержанием цинка 3 %. Схема цепи аппа-
ратов предварительной концентрации руды на фабрике «Юнг»
приведена на рис. 30.4.
Руду, добытую подземным способом, дробят до 45 мм в две /
стадии в щековой и конусной дробилках, работающих в замкну-
том цикле (/—4). После грохочения на грохоте 3 класс круп-
ности —45+10 мм направляют в бункер тяжелосредного отде-
ления вместимостью 2500 т, а класс —10 мм — в бункера 11 от-
деления измельчения.
Тяжелосредный цикл включает подготовительное грохоче-
ние на грохоте 6 с последующим направлением материала круп-
ностью 6 мм з тяжелосредный конус 7 диаметром 4, 9 м, где
разделение идет по плотности 2840 кг/м3 в ферросилициевой
среде; 77 °/о питания (легкая фракция) уходит в хвосты, в тя-
желой фракции содержание цинка составляет 12 %. Продукт
обезвоживают на грохотах 8, 9; разбавленную тяжелую среду
направляют на регенерацию. Расход ферросилиция составляет
около 0,15 кг/т. Тяжелую фракцию и пески классификатора 10
направляют в бункера 11 мелкой руды.
Обогатительная фабрика «Мау нт-Ай за»
(Астралия). Установка для обогащения в тяжелых средах про-
изводительностью 800 т/ч на обогатительной фабрике «Маунт-
Айза»— крупнейшая в мире. Разделение в тяжелых средах
впервые рассматривалось на фабрике в 1978 г., в 1980 г.—
с началом строительства и в 1982 г.— после ввода установки.,
560
Лм^леная руда
Рис. 30.5. Схема цепи аппаратов тяжелосредного обогащения на фабрике
«Маунт-Айза»:
1 — грохот Мегензеи; 2 — предварительное грохочение; 3 — гидроциклон DSM, 4, 5 —
обезвоживающие грохота; 6 — абесшламливающий гидроциклон; 7 — грохот; 8 — клас-
сификатор; 9 — сгуститель Ламелла
После проведения испытательных работ и изготовления соб-
ственных средств производства были установлены тяжелосред-
ные гидроциклоны DSM диаметром 400 мм (рис. 30.5).
Сухое грохочение дробленой до 13 мм руды осуществляют
на грохотах Могензен 1, мокрое грохочение — на грохоте 2; эти
две стадии грохочения позволяют удалять до 95—97 °/о
класса— 1,7 мм. Надрешетный продукт грохота 2 самотеком на-
правляют в тяжелосредные гидроциклоны 3, а затем на гро-
хота 4, 5 для извлечения среды (утяжелителя).
Подрешетный продукт грохота 2 обесшламливают в гидро-
циклоне (цикл грохочение — классификация 6—9), пески кото-
рого объединяют с тяжелой фракцией и подрешетным продук-
том грохота Могензен и направляют на дальнейшее обогащение.
На опытной фабрике было достигнуто извлечение свинца,
цинка и серебра более 97 % (табл. 30.2).
Другое применение. В то время как некоторые старые пред-
приятия перестали использовать гравитационную технологию,
целый ряд предприятий включает ее в свои технологические
схемы. Примеры таких схем — обогатительная фабрика «Аф-
тон» (Канада) [13] и старая фабрика «Тсумеб» (Намибия) [17].
Обогатительная фабрика «Афтон» фирмы «Аф-
тон майнез Лтд» расположена в Британской Колумбии. Фаб-
рика производственной мощностью 6400 т/сут была введена
в строй в 1977 г. В руде в значительных количествах содер-
жится самородная медь, по крайней мере, в верхних горизонтах
месторождения. Гравитационное обогащение выбрано для из-
влечения самородной меди перед флотацией сульфидов.
561
ТАБЛИЦА 30.2
Показатели работы установки для тяжелосредного обогащения на фабрике
«Маунт-Айза»
Продукт Выход Содержание, % Распределение, %
т/ч % РЬ Zn Ag (г/т) Рв Zn Ag
Черновой 534 66,75 9,63 9,65 230
концентрат Шламы 6 0,75 11,8 7,2 250 | 97,3 | 97 97,3
Хвосты 260 32,5 0,56 0,62 13 2,7 3,0 2,7
Питание 800 100 6,7 6,7 160 100 100 100
Цикл гравитационного обогащения (рис. 30.6) начинается
в цикле измельчения, где часть слива вторичных гидроцикло-
нов поступает на отсадочные машины фирмы «Денвер дуплекс
минерал» размером 610X914 мм. Хвосты отсадочной машины
поступают на II стадию измельчения в мельницу 7, концентрат
обезвоживается в спиральном классификаторе 6 и транспорти-
руется в мельницу доизмельчения 8. Разгрузка этой мельницы
поступает в гидроциклон Кребса диаметром 250 мм, слив
гидроциклонов является питанием четырехдечного качающе-
гося стола Дайстера 10 [13]. Хвосты стола возвращают в гид-
роциклоны Кребса И диаметром 375 мм, нижний продукт ко-
торых направляют на доизмельчение в мельницу 8.
Рис. 30.6. Схема цепи аппаратов гравитационного цикла на фабрике «Аф-
тон» [13]:
1 — гирационная дробилка; 2—мельница; 3— гидроциклоны Д50; 4— гидроцнклоны
Д20; 5 — отсадочные машины Денвер; 6 — классификатор; 7, 8 — мельницы доизмель-
чения- 9— гидроциклоны ДЮ; 10 — качающийся стол-концентратор; 11 — гидроциклоны
Д15
562
Слив гидроциклонов 4 и 9 направляют на перечистную фло-
тацию. Содержание меди в концентрате стола составляет 85—•
90 %, концентрат фильтруют на двух горизонтальных ленточ-
ных фильтрах и транспортируют в бункер. В среднем около
30 % общей меди извлекается в этот концентрат. В период,
когда содержание самородной меди низкое, гравитационный
цикл не работает.
Обогатительная фабрика «Т суме б», расположен-
ная в Намибии (Юго-Западная Африка),— давно известный
производитель медного, свинцового и цинкового концентратов.
Месторождение Тсумеб — комплексное, содержащее около 186
разновидностей минералов, 35 из которых экономически вы-
годны. В добываемой руде на глубине 1260 м отмечается вы-
сокое содержание окисленных минералов.
Извлечение окисленных минералов — процесс дорогостоя-
щий и трудноосуществимый, требующий высокого расхода реа-
гентов; хвосты флотации оксидов пробовали доводить на кон-
центрационных столах для повышения извлечения. В 1979 г.
цикл был модифицирован, после интенсивных испытаний
в схему был включен гравитационный цикл, в который направ-
ляли часть питания фабрики (рис. 30.7). После модернизации
схемы в 1981 г. вся руда на фабрике сначала направляется на
гравитацию [17].
Разгрузка стержневой мельницы 1 поступает на грохот 2
с отверстиями размером 2 см, верхний продукт которого на-
правляют на II стадию измельчения в шаровой мельнице 3
и последующую сульфидную флотацию. Нижний продукт гро-
хота 2 поступает на обогащение в конус Рейхерта 2DSS—DS.
При содержании в питании конуса 3,5 °/о Си и 6,5 % РЬ чер-
новой концентрат конуса содержит 12,5 % Си и 2,3 % РЬ, при
общем их извлечении около 40 %.
Черновой концентрат доизмельчают в шаровой мельнице 5
до крупности 55 % класса —44 мкм и направляют на флотацию
сульфидов во флотомашину 6. Хвосты этой флотации поступают
на качающиеся столы-концентраторы для извлечения оксидов.
Внедрение цикла флотации оксидов позволяет повысить ка-
чество концентрата, снизить расход реагентов и время флота-
ции. Расход реагентов на переработку оксидов был уменьшен
на 40 %, что эквивалентно 0,6 рэнд/т руды, и это уменьшение
окупает 3 мес. работы.
Переработка урановых руд. Обогатительная фабрика «Па-
лабора», принадлежащая фирме «Палабора майнинг компани»,
расположена в шт. Трансвааль в ЮАР. Она является крупней-
шей в мире гравитационной фабрикой, на которой извлекают
уран и бадделеит [15, 16].
Наличие ураноторианита в месторождении было установлено
в 1952 г.; несмотря на то, что содержание урана было слиш-
563
Материал Материал
с низким с высоким
содержанием содержанием
На флотацию
сульфидов
Сульфиды
Концентрат
Хвосты
Рис. 30.7. Схема цепи ап-
паратов гравитационного
отделения фабрики «Тсу-
меб» [17]:
1 — стержневая мельница; 2 —
грохот с отверстиями разме-
ром 2 мм; 3 — шаровая мель-
ница; 4 — конус Рейхерта; 5 —
мельница доизмельчения; 6 —
флотационные камеры сульфид-
ной флотации; 7 — качающиеся
столы-концеитраторы
Рис. 30.8. Схема цепи аппаратов обогатительной фабрики «Палабора»
(ЮАР):
1 — конусы Рейхерта основной концентрации; 2 — конусы Рейхерта контрольной кон-
центрации (2); 3 — конусы Рейхерта основной концентрации; 4 — конусы Рейхерта
контрольной концентрации (8); 5 — перечистные конусы Рейхерта (12); 6 — магнитный
сепаратор: 7 — гидроциклоны; 8 — конусы Рейхерта контрольной концентрации; 9 — ко-
нусы Рейхерта II перечистки; 10— конусы Рейхерта IV стадии концентрации; 11—
дуговое сито DSM; 12 — отсадочная машина; 13 — спиральный классификатор; 14 —
флотация на столах; 15, 18, 23 — гидроклассификаторы; 16 — столы основной концент-
рации (6); 17, 20, 24 — осадительные конуса; 19— столы контрольной концентрации
(2); 21 — перечнстной стол; 22 — стол; 25 — фильтр; 26— урано-ториевый концентрат на
выщелачивание
ком мало, месторождение начали эксплуатировать в связи
в тем, что в нем была открыта и медь. Однако в 1971 г. тяже-
лые минералы (хвосты медной флотации) были введены в пе-
564
реработку на специальной фабрике. Эта фабрика включает че-
тыре отделения: подготовки питания, гравитационного обога-
щения, экстракции и обжига.
Хвосты от извлечения медного концентрата перекачивают
в отделение магнитной сепарации, где выделяют около 20 тыс.
т/сут магнетитового концентрата. Немагнитную фракцию перед
подачей на конус Рейхерта обесшламливают в гидроциклонах.
Это связано с необходимостью удаления шламов крупностью
—45 мкм и избытка воды из магнетитового продукта.
В отделении гравитационного обогащения хвосты основной
магнитной сепарации направляют на конусы Рейхерта, после
которых получают концентрат, содержащий тяжелые минералы;
ураноторианит, бадделеит и карбонатит. Этот концентрат да-
лее разделяют на столах и отсадочных машинах с получением
урано-ториевого и бадделеитового концентратов и хвостов.
Уран и торий получают экстракцией урано-ториевого кон-
центрата: выщелачиванием азотной кислотой и последующим
разделением в цикле жидкостной экстракции. Торий направ-
ляют на рафинирование, а уран осаждают в виде диураната
аммония с последующим обжигом.
Отделение гравитационного обогащения. Схема цепи аппа-
ратов отделения гравитационного обогащения на фабрике «Па-
лабсра» показана на рис. 30.8 [16].
Цикл обогащения на конусах Рейхерта. Слив
гидроциклонов из отделения подготовки питания подают на ос-
новную концентрацию в 24 конуса Рейхерта суммарной произ-
водительностью 30 тыс. т/сут. Секция основной концентрации
на конусах Рейхерта включает шесть конусов для обработки
чистых (с низким содержанием фосфатов) руд и 18 — для об-
работки руд с высоким содержанием фосфатов (1, 3— см.
рис. 30.8).
Измерительная система контролирует подачу питания и
плотность пульпы в обоих циклах. При отклонении плотности
пульпы или подачи питания вручную регулируют насосы, по-
дающие питание. Плотность пульпы в питании основной кон-
центрации поддерживают равной 1650—1690 кг/м3, содержа-
ние твердого — 62—64 %.
Из 24 конусов Рейхерта основной концентрации 22 имеют
конфигурацию 3DS, а два — 4DS. Первый и второй концент-
раты основной концентрации направляют на перечистку в ко-
нусы 5, в то время как третий концентрат выводят, или в слу-
чае 4DS конусов третий и четвертый — выводят, а промпро-
дукты перерабатывают в конусах 2, 4 контрольной концент-
рации.
Из 12 конусов контрольной концентрации (9 типа 3DS и 3 —
4DS) только первый концентрат направляют в перечнстной
цикл, промпродукты двух конусов —рециркулируют. Концент-
565
раты основных и контрольных конусов перекачивают на пере-
чистные конуса 5 (типов 2DSS и DSV); первые два концентрата
объединяют и направляют на четыре двухбарабанных магнит-
ных сепаратора Круппа 6 для выделения остаточного магне-
тита перед подачей на повторную перечистку. Промпродукты
перечистных конусов рециркулируют, а хвосты возвращают на
восемь конусов 8 типа 3DS контрольной сепарации, которые ра-
ботают по такой же схеме, как и остальные конусы контроль-
ной концентрации.
Цикл II перечистки включает пять конусов Рейхерта 9 типа
2DSS. Концентраты II стадии поступают через желоба для
дальнейшего обогащения и уменьшают объем этого продукта.
Первые два концентрата перечистных конусов направляют на
конусы IV концентрации, промпродукты рециркулируют, а хво-
сты перекачивают на перечистные конуса.
Концентраты II перечистки являются питанием конусов 10
типа 2DSS—DSV концентрат которых (примерно 28 т/ч) на-
правляют в цикл отсадки и концентрации на столах. Промпро-
дукт конусов 10 рециркулирует, а хвосты возвращаются в цикл
перечистки II.
Содержание бадделеита в исходном питании фабрики со-
ставляет 0,2—0,4 %. В результате длительного цикла концент-
рации (II перечистки, цикл IV концентрации на конусах) его
содержание повышается до 20 %. Поэтому контроль плотности
пульпы в конусах недостаточен, необходимо еще определять
вязкость.
Перечистка чернового концентрата. Концентрат
IV стадии концентрации на конусах Рейхерта направляют на
дуговое сито 11 с отверстиями размером 0,5 мм. Надрешетный
продукт ( + 0,25 мм), содержащий 90 % упорных медных ми-
нералов, не извлеченных в медный концентрат, самотеком по-
ступает в отсадочную машину 12 (квадратную с размером сто-
роны 0,6 м) производительностью примерно 6 т/ч концентрата
с содержанием тяжелых минералов 10 %. Для этой операции
были выбраны неглубокая постель (50 мм) и высокая частота
колебаний (около 260 циклов/мин) с амплитудой в 3—5 раз
больше максимального диаметра частицы. Концентрат отса-
дочной машины перемешивают с серной кислотой, ксантогена-
том и жидким топливом в классификаторе 13 с последующей
подачей питания на стандартные столы Холмана 14, действу-
ющие с «сухим пятном» вдоль деки. Когда кондиционирован-
ный грубозернистый медный минерал поступает на поверхность
воздух — вода в этом «сухом пятне» он всплывает и направ-
ляется в хвостовой желоб.
Концентраты стола Холмана объединяют с концентратами
столов для выщелачивания и промпродукты рассматриваются
как концентрат с высоким содержанием бадделеита.
566
Цикл концентрации на столах. Нижний продукт дугового
сита 11 перекачивают в шесть гидроклассификаторов 15, ниж-
ний продукт которых является питанием шести трехдечных сто-
лов Дайстера 16. На этих столах получают урано-ториевый
концентрат, промпродукт и хвосты, которые возвращают в цикл
контрольной концентрации на конусах Рейхерта. Промпродукт
перекачивают в осадительный конус 17, нижний продукт ко-
торого поступает в гидроклассификатор 18, а слив объединяется
со сливом гидроклассификатора 15 и поступает в гидросепара-
тор 23. Нижний продукт гидроклассификатора 18 является пи-
танием двух трехдечных столов Дайстера 19, на которых полу-
чают кроме урано-ториевого концентрата богатый бадделеитом
промпродукт и хвосты, возвращаемые в цикл концентрации на
конусах Рейхерта.
Богатый промпродукт обезвоживают в осадительном конусе
20 и перечищают на одном трехдечном столе 21, на котором
получают концентрат, промпродукт, возвращаемый в процесс,
и хвосты с высоким содержанием бадделеита.
Все сливы классификаторов и столов обезвоживают в гидро-
сепараторе 23 диаметром 2 м, нижний продукт которого явля-
ется питанием трехдечного стола для обогащения шламов. На
столе получают четыре продукта, которые направляют на конт-
рольные столы.
Так как деревянные и резиновые покрытия дек столов
быстро изнашивались, они были заменены на фибергласовые
пластиковые, защищенные литым полиуретаном; срок службы
этих дек при правильной эксплуатации практически неогра-
ничен.
Весь урано-ториевый концентрат фильтруют и направляют
на выщелачивание на химическую установку.
Промпродукт с высоким содержанием бадделеита складиру-
ется; опытные работы в 1982 г. показали, что бадделеит мо-
жет быть успешно выделен после измельчения и обогащения на
винтовых сепараторах и столах.
ТАБЛИЦА 30.3
Показатели работы гравитационного отделения обогатительной фабрики
«Палабора»
Продукт Выход, т/мес. Содержание, % Распределение, %
и3О8 ZrO2 и3О8 Zr О2
Урано-ториевый 710 3,13 72,5 54 20
Циркониевый 2 600 0,139 46,9 9 48
Магнитный 17 580 0,009 0 4 0
Хвосты фабрики 892 310 0,0016 0,089 33 32
Питание 913 200 0,0045 0,28 100 100
567
Показатели работы гравитационного отделения обогатитель-
ной фабрики «Палабора» приведены в табл. 30.3.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Adamson, R. I. (1974). Discussion of paper by Chaston and Napier-
Munn. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 74 Dec. 131—2.
2. Anon (1983). Diamonds. Min. Ann. Review. 119—120.
3. Beath, С. B„ Cousins, C. A. and Westwood, R. J. (1961). The Exploita-
tion of the Platiniferous Ores of the Bushveld Complex with Particular Re-
ference to the Rustenburg Mines. Proc. 7th Commonweaith Min. and Metall.
Cong. 1 Johannesburg 217—243.
4. Chadwick, J. R. (1983). Jwaneng and Botswana: at height of diamond
production. World Min. Jan. 64—68.
5. Chaston, I. R. M. (1973). Heavy-media cyclone plant design and
practice for diamond recovery in Africa. 10th Inter. Miner. Proc. Cong. Lon-
don Inst. Min. and Metall. 257—276.
6. Chaston, I. R. M. and Napier-Munn, T. J. (1974). Design and opera-
tion of dense-medium cyclone plants for the recovery of diamond. J. S. Afr.
Inst, of Min. and Metall. 74 Dec. 120—133.
7. Corrans, I. Dunne, R. C. and Allison, S. A. (1982). The Recovery
of Platinum-Group Metals from the Chromite Reefs of the Bushveld Comp-
lex. 14th Inter. Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Paper 11—10 21 pp.
8. Doughty, F. T. C. (1976). Gravity Pre-Concentrator for oxidized Zn-Pb
ores. World Min. Mar. 52—3.
9. Doyle, E. N. (1970). Tpe Sink Float Process in Lead-Zinc Concentra-
tion. In Raush, О. O. and Mariacher, В. C. (Eds.). AIME World Symposium
on Mining and Metallurgy of Lead and Zinc. 1 AIME 814—851.
10. Hoppe, R. (1980). Diamonds from the Kalahari. Eng. and Min. J.
May 64—69.
11. Jacobi, H. P. (1977). Cominco Ltd.— Sullivan Concentrator. In Pic-'
kett, D. (Ed.). Milling Practice in Canada С. I. M. 208—214.
12. Li, T. M. (1976). The new look at Asarco’s Tenessee Mines. Min. Eng.
27 May 37—41.
13. Lovering, J. and Allen, M. (1979). The Afton Concentrator. Can. Min.
J. March 37—8.
14. Munro, P. D., Schache, I. S., Park, W. G. and Watsford, R. M. S.
(1982). The Design, Construction and Commissioning of a Heavy Medium
Plant for Silver-Lead-Zinc ore treatment — Mount Isa Mines Ltd. 14th Inter.
Miner. Proc. Cong. Toronto CIM Paper VI-6 20 pp.
15. Nel, V. (1972). Palabora’s new heavy minerals plant adds uranium
concentrate to the recovery list. Eng. and Min. J. Nov.
16. Van der Spuy, R. С. M. (1982). The Heavy — Minerals plant at Pa-
labora Mining Company — a low grade, High Tonnage Gravity Concentra-
tor. J. S. Afr. Inst. Min. and Metall. 82 Feb. 17—29.
17. Venter, W. J. C. and Taylor, B. R. (1982). The Introduction of high-
tonnage Gravity Separation Equipment to Recover Base — Metal Minerals
ahead of Flotation. 12th CMMI Congress. Johannesburg. S. Afr. Inst. Min.
and Metall. 841—846.
18. Wills, B. A. (1981), Mineral Proc. Technology. Permagon Press 319.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
«Аманг»-установка 512, 524
Анализ
— в тяжелых жидкостях 43, 60
•— полный 39
— при изменении плотности жидкости
39 , •
— простой 39
Андалузит 444 . , ...
Аппарат . ...
— «Грундхуг» 389 . '. ь,___
— для разделения 155 . ь;. .
— Кюве 390 !
— Лаводюн 390
— Лавофлюкс 390
• —МакНэлли Висман Трикон 174
— трехпродуктовый 163
Барабан Вемко 160
Барабанный сепаратор Джонсона 477
Барит 369, 446
Ванна
— Барвойз 158
— глубокая Тромпа 158 ;
— мелкая — 163
Ваннер
— встряхивающе-качающийся 358
— породный качающийся 335
— Филдхауз 335
— Фруе 334
Вероятное отклонение 56
Винтовой сепаратор
---Викерса 277 ' '
---GEC 275 Д '
---Рейхерта 276
---Хэмфри 274
--- цикло-винтовой 279
Влияние состава питания 72
Водный баланс 141
Воздушный классификатор «Зиг-Заг»
383
Вольфрамит 488
Встряхивание 117
Вуджинит 543
Высокоинтенсивная магнитная сепа-
рация 434
Вязкость
— кажущаяся 65
— эффективная 65
Галенит 369
Геометрия шлюза 262
Гидроцнклон 138
• —водный 173
— .конструкция 139
Гранулометрический состав сырого
угля 400
График суммарного содержания
фракции 47
Грохочение
— крупное 125 ‘
— тонкое 125
Диапазон крупности 286, 317
Добыча
— аллювиальных руд 511
— железной руды 425
Дражные установки 513 >,
Желоб
— импульсный 253
— удлиненный 251 ..
Жидкость Клеричи 12 ,
Заиливание 285
Зольность 59
Идеальное движение деки концевтра-
ционного стола 300 д
Идентификация 29, 33
Извлечение
— бедных танталовых шламов 360
— отсадкой 224
— продукта 178
— слюды 384
— хромита из хвостов 361
Ильменит 464
Использование данных 14, 23, 34
Камнеуловитель 382
Качество питания 288
Кварц 103 ,| . •
Классификатор
• —гидравлический 134
• —Дейстера 135
— конусный Ларокс-Хукки 137
—механический 133
— с горизонтальным потоком 133
— Стокса 134
Классификация 140
Комбинированные методы обогаще-
ния 432
Конус
— Вемко 159
— осадительный 133
— Рейхерта 254, 432
— Чанса 156
Конфигурация конусной системы 257
Концентратор
— Бартлез-Кроссбелт 343, 359
—• вращающийся конусный 340
569
— Джонсон Барелл 339, 359
— Дилтрой 251
— Капко 248
— Мак Келли 332
— наклонный Денвер Букман 333,
358
— сдвоенный GEC 336
— с бесконечной лентой 338, 359
— —импульсной пластиной Райт 251
--неподвижной декой 329
--подвижной постелью 334
— Стрэк 332
— -шламовый 112
Концентрация
— в тонком слое 300
— мокрая 466
— иа столах 443
— сухая 444
Коэффициент
— распределения 54, 57
— трения 102
— частный 183
Кривые
— плотности 44
— распределения 49, 54
— Тромпа 183
Критерий концентрации 30
Крупность частиц 285
Лабораторные испытания 19
Лабораторный сепаратор Мозли 17
Ланчут 242
Материал для суспензии 150
МГС-сепаратор
— лабораторный 392
— -непрерывного действия 392
Месторождения
— аллювиальные 466
— береговые 466
— выветренные 466 '
— прибрежные 466
Методы анализа 32, 38
Микролит 543
Минеральные пески 464
Минералогическое исследование 11
Минимальная крупность извлекаемых
частиц 353
Мойка
— Норволта 166
— Херст 176
Монацит 464
Нагрузка
•— винтового сепаратора 288
— по твердому 290
Нарифление 300
Ннзкоинтенсивная магнитная сепара
ция 433
Обезвоживание
— мелких отходов 419
— обогащенного угля 419
— продуктов 418
Обесшламливание 140
Обжиг 539
Обогатимость 50
Обогатительная фабрика
«Афтон»
----Барокка Гранде» 533 ' ;
----«Баутхиллер» 458 ,
---«Бидор» 515
----«Брасингтон» 448 . .... '
---- «Бродвуд» 457 ' ‘'
----«Буффало» 443, 456 ;
----«Бухсвелд» 557
----«Вааль Рифе Майн» 480
•---«Викерс Пэкэдж» 519
----«Виллиамсон» 554
----«Гринбуш» 549 '
----«Грут Айлендт» 443
----«Итсайд» 410 ‘
----«Иоксберг» 530
----«Кабека ду Плао» 533
----«Кабле санда Банбари» 471 1
----«Кавак» 452
•---«Канада Тангстен шеелит» 536
----«Карайас» 426
----«Катави» 487
---«Квинтет» 419 1
----«Клаймакс» 487, 529, 540
----«Кид Крик» 487
----«Кинг Айленд» 529
----«Коба Тин» 521
----«Конгханглнн» 433
----Кото Минеро Мерладет» 529
•---«Ксероливада» 454
---«Ксихьяшан» 528. 531
— — «Кудремук» 426. 434, 438
----«Кэрол Лейк Дивайзн» 437
----«Лак-Женин» 430
----«ДАазинлок» 455 -. Н
---«Мак-Кинли» 430
----«Маунтайн Спрингс» 447
----«Маунт Айза» 560
----«Маунт Карбайн» 528
— — «Маунт Ньюмен» 426, 436
----«Маунт Райт» 431
----«Маунт Том Прайс» 434
----«Миттерсил» 530
----«Орапа» 556
----«Палабора» 563
----«Памоур Паркьюпайн» 482
----«Панаскуера» 529
----«Парабудо» 427
----«Президент Стейн Майн» 480
----«Премьер Диамонд» 554
----«Ренисон» 141, 487
570
----«Роубург» 487
----«Садварангер» 435
----«Саут Крофти» 498, 503 •
---«Севидж-Ривер» 433
----«Сишен» 429
----«Сузор» 460 . ‘
----«Сулливан» 559
— — «Тайшан» 529
----«Танко» 487, 544 '> '
•---«Трудос» 454
----«Тсумеб» 561 >>
----«Тхабазнмби» 430
---«Унл Джейн» 507
----«Улудаг» 529 '
— — «Уобуш» 434 • ‘
----«Хайнда» 518 • ' -
----«Хемердан» 529
----«Хэтфилд» 408
----«Чойла» 530
----«Шуихенг» 433
----«Эмпайр Майн» 435 ' 1 ’ ; '
----«Энрамада» 534 ,
----«Эри майнииг» 433
---«Юнг» 560
Обогащение г,., .
— алмазов 554
— андалузита 445 у ,
— в тонком слое 95 ':
—гравитационное 531
— крупных углей 415 , ;
— мелких — 415 .
— металлургических — 420 -v, '
— на винтовых сепараторах 443
— предварительное 141, 531
— платиновых руд 557
— хромовых — 449
— шламов 444
Оборудование
— для гравитационного обогащения
тонких частиц 330
------ маломасштабных испытаний 19
---укрупненных — 22
Окомкование 435
Опытно-промышленные исследования
16
Опытные работы на пилотной уста-
новке 26
Отсадка 87
Отсадочная машина
----Батак 216, 229
----Баум 214, 404
---- Бенделари 205
•---Вемко-Ремер 208
----Денвер 207
----Джеффи 212 • .
----Джуба 477
----диафрагмовая 221
----IHC 209 - .
•--Коллом
---Кортекс 217
---ORC 205
---«Пан Американ плэйсер» 206
---Панам-Краут 209
---пульсационная 201, 221
---с неподвижным решетом 203
------подвижным — 202
---Супер-аэрофлой 372
---Халкин 202
---Ханкок 202
---Харц 2РЗ
---Юба-Рихард 207
Отсекание концентрата 351
Отсекатель
—.конструкция 263
—, положение 264 '
— разгрузочный 278
Оценка пробы 43
Очистка угля 324 /
Падение >
— свободное 131
— стесненное 131
Параметры
— концентрационного стола 312 .1
— отсадочной машины 218
Переработка ;
— в гидроциклонах 517
— — отсадочных машинах 517
— золота в Канаде 482
— ‘Лежалых хвостов 519
— россыпей 484
— руды 324
Плавиковый шпат 455
Плотность
— кажущаяся 366
— питания 323 . .
— пульпы 289, 356 . ;
— • разделения 40, 54
— спеды 368
Пневматическая отсадка 371
Поверхность деки 317
Погрешность J
— выхода 59 ->
— содержания 59
Подготовка питания 317
Подрама 307
Получение золота в ЮАР 474
Постель
— .глубина 222
— искусственная 222
Предварительное физическое иссле-
дование 11
Предел текучести 67
Приводной механизм стола
------Конкенко 308
------Холмана 306
Приготовление жидкостей 41
571
Принципиальная схема разделения
тяжелых минералов 466
Принципы сепарации на концентра-
ционных столах 299
Проблемы извлечения тонких частиц
328
Программа испытаний 24
Производительность 121
—.барабанного сепаратора 161
— гравитационных сепараторов 355
— зумпфа 468
— качающегося стола 321
— отсадки 225
— центробежных сепараторов 387
Просачивание
— в промежутках 95, 194
---щели 95
— между частицами 94
Противоточный флюидизационный
каскад 370
Профиль витка 282
Процесс
— Ридлей-Скоул 163
—Стрипа 177
Пэлонг 232, 515
Работа качающихся столов 311
Разделение
— в тяжелых жидкостях 12
— при высокой плотности 40
----низкой — 40
Размеры зерен 29
Разработка золотых россыпей 483
Раскрытие 31
Распределение
—• питания на прямоугольной деке
378
------трапецеидальной — 378
— частиц в камнеуловнтеле 382
Расслоение 87, 117
Расход
— питания 379
— смывной воды 291
Регенерация среды 179
Регулирование суспензий тяжело-
средного обогащения 81
Рекомендуемый наклон деки концен-
трационного стола 315
Реология 63
Рифли
* — венгерские 235
— кубические 235
— продольные 235 3
Рутил 464
Ручная промывка 16
Сверхкрупный материал 352
Свойства минералов 29
Сдвиг
— однонаправленный 337
572
— орбитальный 330, 341 • —
— периодический 334 <
— сообщаемый 347
Селективная флокуляция 435 ,
Сепаратор
— барабанный 159 .
— Бартлез-Мозли 342 >. .
— Будни 280
— Вайонг 280 - ;
— винтовой 111, 430
--колеблющийся 341
— Ворсил 168
— гидростатический Кнельсона 388
Дайна Вайэрлпул 169
— динамический тяжелосредный 166
— Драйфло 374
— Дрюбой 164
— комбинированный 164
— корытный 162
— Кэннона 247 г .
— • лабораторный Мозлн 17
— Ламфло 249
— Норволта 165
— ОСС 164-
— -противоточный 161
— «с кипящей» постелью 384
— Спарго 280
— «стоячей волны» 393
—Теска 160
— Трн-Фло 170 ' ’ ’ :
— Хадсон 330 - ‘ (j .г ' .
Сепарация
— винтовая 296 '
— магнитная 433
— магнитногидростатическая 391
—полиминерального питания 369
— тяжелосредная 63, 367, 428
— центробежная 386
Симпсонит 543
Система ООСК-ЗО 160 ,
Сито
— Бартлез-CTS 127
— Бауэр 127
— гидравлическое 127
— Деррик Малтнфнд 128
—дуговое 126 <
— OSO 129 ' :
Скорость '1 .
— потока 266, 349 ’ ’ '
—эксцентрика 380 '
Сланец 103 Л >
Слюда 460 ' '
Смывная вода 323 * '
Содержание 29
Соотношение минералов 33 ’ ' "
Состав 29 » .7“ '
Среда ~:"
— аутогенная 152 l!l" '
— магнитная 179
— немагнитная 182
Стабильность суспензии.74.
Суспензия 148
Стол
— Вифлей 303
— Дайстера 309
— качающийся с пульсирующей де-
кой 310
— Конкенко 308
— круглый 331
— Плат-0 309
— плоский 477
— пневматический 347
— рантовый струйный 253
— рубчатый 332
— Холмана (Джеймс) 305
— Холман-Мнчел 311
Схема размещения отсадочных ма-
шин
-----прямоугольных 514
— -------радиальных 514
Танталит 543
Текстура 31
Теоретические кривые обогащения 44
Типичные схемы мокрой концентра-
ции песков 469
Типы столов
— отсадочных машин 201 ..
—рифлей 315
— столов 302
Точки
— отсечения 321
— перегиба 54
— подвеса деки сепаратора Бдртдез-
Мозли 343
Требования к углям 414
Труба «Феррара» 386
Тяжелая жидкость 12
Тяжелая среда
------смоделированная 69
------статичная 68
Углеподготовительная фабрика 420
Уголь 103
Удаление концентрата 198
Удлиненный желоб 251
Уклон
— поддеки 305
— продольный 314
Уплотнение питания 468
Управление концентраторами для
тонких материалов 346
Ферберит 488
Флотация . . .
-—сульфидная 538
— тальковая 539
— шеелитовая 539
Флюидизация 365
Флюорит 369
Форма деки
— диагональная 302
прямоугольная 302
Форма частиц 288
Характеристика <
— сдвига 113
— твердого 112
Химический состав 33
Хромит 449
Цикл
— Берда 219
— Манера 219
— «пилообразный» 211
— отсадки 194, 218
Циклон : .... ;>
— вихревой 167 .7. -
— DSM 167 " '
— Лиллер 174
— Свнрл 174 ’
Циркон 464
Чистое движение частиц 302 д
Шед 519 4
—простои 520
— усложненный 520 л •;)
Шеелит 488 ' ' '
Шламы 354 ; ' Д
Шлюз " '•' ' ‘
— Белмонт 250
— вращающийся 237 ’ ' '•
—, длина 239
— для обогащения мелкого матери-
ала 236
— Порка 250
— Кудгена 250
— механизированный 236
— подвижный 237 .
— простой 233 ;
— Росса 237 -л,4
— составной 236
— стационарный 233 ... а , l
— суживающийся 247, 374 '
—, уклон 238
— Хабарта 250 ' •,
— Ха тал 251
— , ширина 238
Эвксенит 543
Эффективность
— пэлонга 242
— разделения 83
— тяжелосредной сепарации 183
— шлюза 241
Явления поверхностной химии 356
ОГЛАВЛЕНИЕ
*' . . ‘t .
Предисловие ......................................; . 5
Раздел I
ЛАБОРАТОРНЫЕ МЕТОДЫ И ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ
ОСНОВЫ
Глава 1. Введение в гравитационное обогащение....................7
Глава 2. Развитие технологических схем гравитационного обогащения . 10
Глава 3. Минералогические аспекты гравитационного обогащения ... 28
Глава 4. Разделение в тяжелых жидкостях.........................38
Глава 5. Теория тяжелосредной сепарации.........................61
Глава 6. Теоретические основы процессов гравитационного обогащения 86
Раздел II
ПРОМЫШЛЕННОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
Глава 7. Оборудование для гравитационного обогащения . . . . . . 116
Глава 8. Подготовка питания....................................123
Глава 9. Тяжелосредная сепарация...............................144
Глава 10. Отсадка..............................................191
Глава И. Стационарные шлюзы и пэлонги.........................232
Глава 12. Обогащение на суживающихся шлюзах....................245
Глава 13. Винтовые сепараторы..................................271
Глава 14. Концентрационные столы...............................298
Глава 15. Извлечение тонких частиц.............................328
Глава 16. Пневматическое гравитационное обогащение.............364
Глава 17. Разнообразные методы обогащения......................386
Раздел III
ПРОМЫШЛЕННОЕ ПРИМЕНЕНИЕ
Глава 18. Области применения гравитационного обогащения..............396
Глава 19. Обогащение углей в Великобритании.........................398
Глава 20. Обогащение углей в Канаде.................................414
Глава 21. Обогащение железных руд...................................424
Глава 22. Обогащение промышленных минералов.........................441
Глава 23. Обогащение редкометалльных песков.........................464
Глава 24. Гравитационное обогащение золота...........................474
Глава 25. Обогащение тяжелых окисленных металлов.....................486
Глава 26. Обогащение коренных оловянных руд в Великобритании . . 498 '
Глава 27. Обогащение оловосодержащих песков Юго-Восточной Азии .511
Глава 28. Обогащение вольфрамовых руд...........................527
Глава 29. Обогащение танталовых руд..................................542
Глава 30. Обогащение других минералов..........................553
Предметный указатель
569 .
Берт Р. О. при участии К. Миллза
Б48 Технология гравитационного обогащения: Пер. с англ./
Пер. Е. Д. Бачевой.— М.: Недра, 1990.— 574 с.: ил.
ISBN 5—247—00865—0
Изложены теоретические основы гравитационного обогащения,
а также методы проведения лабораторных исследований. Рассмотрены
отдельные технологические процессы, схемы гравитационного обога-
щения и оборудование (классифицирующие аппараты, тяжелосредные
сепараторы, отсадочные машины, шлюзы, винтовые сепараторы, кон-
центрационные столы, аппараты для пневматического центробежного
обогащения и переработки шламов). Значительное внимание уделено
практике гравитационного обогащения углей, андалузита, графита,
; талька, железных и марганцевых руд, редкометалльных песков, золота,
урана, оловянных руд и песков и другого сырья в различных странах
мира.
Для специалистов в области обогащения полезных ископаемых.
„ 2504000000—110 _
Б 043(01)—90 312—90
ББК 33.4