Технология гравитационного обогащения - Берт Р.О., Миллз К.

Автор: Берт Р.О. Миллз К.

Теги: обогащение минерального сырья горное дело минералы полезные ископаемые минералогия издательство недра минеральные ресурсы

ISBN: 0-444-42411-3

Год: 1990

Похожие

Справочник по обогащению углей

Техника и технология обогащения углей

Отсадка

Закономерности эффективного разделения минералов в процессах обогащения полезных ископаемых

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&gton, 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